朱集煤矿0.9Mta新井设计【专题国内外无轨胶轮车的运用现状及发展趋势】【含CAD图纸+文档】
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专题国内外无轨胶轮车的运用现状及发展趋势
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煤矿
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摘 要一般部分针对淮南朱集矿井进行了井型为0.9 Mt/a的新井设计。朱集矿井位于安徽省淮南市境内，井田走向长约7.0 km，倾向长约3.0 km，面积约21 km2。主采煤层为13-1#煤层，平均倾角25，平均厚度4 m。井田工业储量为113.12 Mt，可采储量53.09 Mt，矿井服务年限为42.1 a。矿井正常涌水量为342 m3/h，最大涌水量为462 m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为10.3 m3/t，属高瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用双立井单水平开拓方式，井田采用全带区式布置方式，共划分为八个带区，两个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，矿井通风方式采用两翼对角式通风，并在开采前预掘底板瓦斯抽排巷进行瓦斯提前卸压抽放。 针对东一带区采用了带区准备方式，共划分7个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对13101工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为4.0 m，平均倾角3，直接顶为泥岩，老顶为细砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，两班半生产，半班检修，截深0.8 m，每天5个循环，循环进尺4.0 m，月推进度120 m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的16 t箕斗提煤，副井采用一对1.5 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1.5 t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目为国内外无轨胶轮车的运用现状及发展趋势，结合在神东矿区、济三矿的运用，介绍了无轨胶轮车的性能特点，运用现状，主要车型，以及国产化进程，最后展望无轨胶轮车的发展趋势。翻译部分题目为A new coal pillars design method in order to enhance safety of the retreat mining in room and pillars mines，主要介绍了一种在利用房柱式开采时，可以提高煤柱安全性的煤柱设计方法。关键词：朱集煤矿；双立井；带区布置；两翼对角式；综采；沿空留巷；无轨胶轮车ABSTRACTThe general design is about a 0.9 Mt/a new underground mine design of Zhuji coal mine. Zhuji coal mine is located in Huainan, Anhui province. Its about 7.0 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 21.0 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 13-1# with an average thickness of 4.0 m and an average dip of 3. The proved reserves of this coal mine are 113.12 Mt and the minable reserves are 53.09 Mt, with a mine life of 42.1 a. The normal mine inflow is 342 m3/h and the maximum mine inflow is 462 m3/h. The mine gas emission rate is 10.3 m3/t,which can be recognized as high gas mine.Based on the geological condition of the mine, this design uses a duel-vertical shaft single-level development method, and full strip preparation ,which divided into eight bands and two districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all rock roadways, arranged in the floor rock of 13-1# coal seam. Taking into account of the high gas emission, mine ventilation method use two diagonal wings ventilation, and excaves bottom gas drainage roadway before mining to relief gas pressure in advance.The design applies strip preparation against the first band of East One which divided into 5 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing. The design conducted coal mining technology design against the 13101 face. The coal seam average thickness of this working face is 4.0 m and the average dip is 3, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. The working face applies fully mechanized longwall full-height coal caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. Three-Eight working system has been used in this design and the depth-web is 0.8 m with five working cycles per day, and the advance of a working cycle is 4.0 m and the advance is 120 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and battery locomotive to be assistant transport. The main shaft uses double 16 t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins narrow1.5 t four-car double-deck cage and a wide 1.5 t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.The project section on the use of the trackless rubber_tyred car at home and abroad present situation and developing trend, In combination with the application in ShenDong mining area, JiSan Mine, this paper introduces the performance characteristics of trackless rubber_tyred car, using situation, main models, and the localization process and the future development trend of trackless rubber_tyred car.The title of the translated academic paper is A new coal pillars design method in order to enhance safety of the retreat mining in room and pillars mines . Mainly introduces a new type of room and pillar mining, can improve the safety of coal pillar coal pillar design method.Keywords:Zhuji coal mine; double vertical shaft; band mode; two diagonal wings ventilation; comprehensive mechanized mining; gob-side entry retaining; trackless rubber_tyred car目 录一般部分1 矿井概况与地质特征11.1 井田概况11.1.1 位置与交通11.1.2 地形地貌及水系11.1.3 气候与气象11.1.4 地震烈度11.1.5 矿区经济概况21.1.6 水源及电源21.2 井田地质特征31.2.1 地层31.2.2 构造41.2.3 水文地质特征41.3 煤层特征61.3.1 煤层特征61.3.2 煤质71.3.2 煤层开采技术条件72 井田境界和储量102.1 井田境界102.1.1 井田范围102.1.2 开采界限102.1.3 井田尺寸102.2 井田地质勘探102.3 矿井地质储量112.3.1 储量计算基础112.3.2 矿井地质储量计算112.4 矿井工业储量132.5 矿井可采储量132.5.1 矿井设计资源/储量132.5.2 矿井设计可采储量143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1 矿井工作制度183.2 矿井设计生产能力及服务年限183.2.1 确定依据183.2.2 矿井设计生产能力183.2.3 井型校核194 井田开拓214.1 井田开拓的基本问题214.1.1 确定井筒形式、数目、位置214.1.2 阶段划分和开采水平的确定234.1.3 主要开拓巷道234.1.4 方案比较234.2 矿井基本巷道354.2.1 井筒354.2.2 井底车场及硐室394.2.3 大巷414.2.4 巷道支护455 准备方式带区巷道布置465.1 煤层地质特征465.1.1 带区位置465.1.2 带区煤层特征465.1.3 煤层顶底板岩石构造情况465.1.4 水文地质465.1.5 地质构造465.1.6 地表情况465.2 带区巷道布置及生产系统475.2.1 带区准备方式的确定475.2.2 带区巷道布置475.2.3 带区生产系统475.2.4 带区生产能力及采出率506 采煤方法536.1 带区煤层特征及地质条件536.2 采煤工艺方式536.2.1 确定采煤工艺方式536.2.2 回采工作面参数546.2.3 综采工作面的设备选型及配套546.2.4 各工艺过程注意事项596.2.5 工作面端头支护和超前支护616.2.6 循环图表、劳动组织、主要技术经济指标627 井下运输667.1 概述667.1.1 井下运输设计的原始条件和数据667.1.2 运输距离和货载量667.1.3 矿井运输系统677.2 带区运输设备选择687.2.1 设备选型原则687.2.2 带区设备的选型687.2.3 带区运输能力验算707.3 大巷运输设备选择718 矿井提升738.1 概述738.2 主副井提升738.2.1 主井提升738.2.2 副井提升769 矿井通风及安全789.1 矿井通风系统的选择789.1.1 矿井概况789.1.2 矿井通风系统的基本要求789.1.3 矿井通风系统的确定789.1.4 带区通风系统的确定799.2 矿井风量计算819.2.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定819.2.2 各用风地点的用风量和矿井总用风量849.2.3 风量分配及风速验算889.2.4 通风构筑物899.3 矿井通风阻力计算899.3.1 计算原则899.3.2 矿井最大阻力路线909.3.3 矿井通风阻力计算909.4 选择矿井通风设备939.4.1 选择主要通风机的基本原则939.4.2 通风机风压的确定939.4.3 主要通风机工况点959.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线969.4.5 电动机选型979.5 安全灾害的预防措施989.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施989.5.2 预防井下火灾的措施999.5.3 防水措施9910 矿井基本技术经济指标100参考文献102专题部分国内外无轨胶轮车的运用现状及发展趋势1051 矿井辅助运输1051.1 矿井辅助运输1052.2 矿井辅助运输的现状1052 无轨胶轮车概述1062.1 性能特点1072.2 无轨胶轮机车的分类1072.3 适用条件1072.3 无轨胶轮车代表车型1082.3.1 国产型号1082.3.2 引进型号1114 无轨胶轮车与其他辅助运输设备的比较1144.1 无轨运输与轨道运输的比较1144.2 无轨胶轮车，与其他无轨运输设备的比较1145 无轨胶轮车的运用现状1155.1 国内无轨胶轮车的运用1155.1.1 神东公司的运用情况1155.1.2 济三矿的运用情况1165.1.3 寺河矿的运用情况1185.1.4 影响原因1185.2 国外无轨胶轮车的运用1195.3 非煤矿山无轨胶轮车的运用1196 无轨胶轮车的缺陷1196.1 无轨防爆胶轮车故障率高1196.2 车辆购置费用和运行费用高1196.3 无轨防爆胶轮车设计制造缺陷1206.4 油耗大1206.5 其他问题1207 无轨胶轮车的发展趋势1207.1 国产化进程1207.2 国产无轨胶轮车的优势与不足1227.3 国内外无轨胶轮车的发展趋势123参考文献：126翻译部分英文原文127中文译文141致 谢153一 般 部 分 第128页1 矿井概况与地质特征1.1 井田概况1.1.1 位置与交通朱集煤矿属朱集井田27勘探线以东部分，位于安徽省淮南市潘集区与怀远县交界处的武前庄与骑龙庄一带，行政区划隶属淮南市潘集区和怀远县，井田东南距淮南市洞山约38 km，地理坐标:东经11645001165345，北纬325015325430。井田走向长约7 km，倾向宽约3 km，面积21 km2。本井田内陆路交通较为便利。南邻潘集矿区，有淮阜铁路穿过，西至阜阳与京九线连接；公路经潘集镇，可达蚌埠、阜阳、徐州、合肥等地；北部有茨怀新河可以通航，可连接淮河航运，如图1-1所示。1.1.2 地形地貌及水系本井田地处淮河冲积平原，地形平坦，地面标高一般在+22.4+23.4 m，东北部有明龙山低矮山丘，最高点标高126 m，总体趋势为北东高、南西低。淮河为邻近本矿井的主要河流，历史最高洪水位标高为+25.63 m（1954年7月29日），两岸地势低洼，雨季淮河水位上涨易成内涝；北部茨怀新河为人工开挖水利工程，宽约200 m，向东连接淮河。井田内尚有部分人工沟渠，属农灌季节性水渠。1.1.3 气候与气象本井田所在地属季风暖温带半湿润气候，四季分明，冬冷夏热。该地区年均气温15.1，两极气温分别为41.4和-21.7；一般春季多东南风，夏季多东南及东风，秋季多东风及东北风，冬季多东北风及西北风，平均风速3.3m/s，最大风速22m/s；年均降雨量893.74 mm，最大达1723.5 mm，降雨一般集中在6、7、8三个月；雪期一般在每年11月上旬至次年3月中旬，最大降雪厚度16 cm；土壤的最大冻结深度为30 cm。1.1.4 地震烈度根据已掌握的地震历史资料，淮南市属于许昌淮南地震带，从地震活动性、断裂构造、地形变化及第四纪地质、地貌等方面的情况来看，许昌淮南地震带在新构造时期，活动是比较明显的。国家地震局1979年10月，在淮南地区进行地应力普查，在7 km的深度截面地应力相对大小等值线图和断裂构造分析，明显地存在北西西向的地应力高值区，存在一条东西向、一条北东向的深大断层。根据中华人民共和国国家标准GB50011-2001建筑抗震设计规范的附录A，本地区建筑工程抗震设计时所采用的抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度为0.10 g。1.1.5 矿区经济概况井田所在地淮南市潘集区总面积600平方公里，辖五镇五乡一个街道办事处，人口43万，其中农业人口35万。气候温和，四季宜人，物阜民丰，人杰地灵。潘集区致力于工业化、产业化、城镇化建设，取得了显著成绩。潘集区煤电资源十分丰富。已探明煤炭总储量37亿吨，建有潘一矿、潘东、潘三3座现代化特大型煤矿。年设计总产1000万吨。区内有平圩发电有限公司，装机容量达120万千瓦。2004年正在开工建设的潘北煤矿，年生产能力400万吨；田集电厂460万kW和平圩第二电厂260万kW超临界燃煤机组也已开工建设；装机容量460万kW的潘集电厂建设工程前期准备工作正在进行。预计到2010年，区境内煤炭年产量达2300万吨，发电装机容量达720万kW，将成为华东地区一个重要的能源基地。图1-1-1 朱集矿交通位置图1.1.6 水源及电源本矿井供水水源分为两部分，即地下水和处理后的矿井水。由于矿井所在地区地表水系不发达，且受季节性影响较大，因此设计选择地下水作为本矿井供水水源。为充分利用和开发水资源，对井下排水经过净化处理达标后，作为工业场地生产用水水源。本矿井位于淮南市潘集区，邻近有淮南、洛河、平圩发电厂，芦集、丁集和古沟220 kV区域变电所。本矿井两回路110 kV电源一回路取自于丁集220 kV区域变电所，导线采用LGJ-185，长度约为22.6 km，另一回路取自新建的古沟220 kV区域变电所，导线采用LGJ-185，长度约为26 km。1.2 井田地质特征1.2.1 地层本井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系和第四系。（1）奥陶系中下统（O1+2）为石炭、二叠系含煤地层的基底，区内无钻孔穿过，南邻潘四井田十西线水四5孔穿过厚度96.78 m。岩性主要为灰色、致密、厚层状、硅质灰岩及白云质灰岩、质纯、坚硬、性脆为其特征。顶部为白云岩；下部为灰岩、泥质灰岩。（2）石炭系上统太原组（C3t）假整合于奥陶系之上，区内仅有23-1孔揭露到五灰。南邻潘四井田水四11、九10两孔揭示该组厚度分别为114.24 m和112.05 m。底部为46 m厚的铝质泥岩，为浅灰色微带青灰色，具紫红及锈黄色花斑，局部具鲕状结构。鲕粒分布不均，其余岩层由灰色、深灰色灰岩、粘土岩、砂质粘土岩和中细砂岩组成。局部有岩浆岩侵入，灰岩1013层，总厚49.5m。其中12灰分布稳定且较厚，一般9.5119.34 m。含不可采薄煤层79层。为本区含煤地层之一。其岩相以浅海相沉积为主，亦具过渡相及泥炭沼泽相。（3）二叠系（P）二叠系平均总厚964.44 m，底部以灰岩与太原组分界，二叠系整合于太原组之上。分为下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组、石千峰组，其中山西组、上、下石盒子组为含煤地层，石千峰组为非含煤地层，不是本次研究对象。山西组和上、下石盒子组为主要勘探对象，揭露厚度649.95799.1 m，平均厚730.83 m，含煤28层，总厚28.58 m，含煤系数为3.91%，自下而上划分为七个含煤段。山西组和下石盒子组各为一个含煤段，上石盒子组有五个含煤段。其中下部四个含煤段为矿井主要开采对象。（4）三叠系（T）是一套棕红色碎屑岩，由棕红、紫红色、灰白色砂岩、粉砂岩、泥岩组成，砂岩成份以石英、长石为主，见暗色矿物、白云母片及小砾石，钙质胶结，水平层理。厚度不详，5-1孔揭露厚度87.54 m。与下伏石千峰组呈整合接触。（5）下第三系（E）揭露厚度0548.78 m，主要分布在北部边界F201断层附近，由一套棕红色为主的杂色砂、砾岩、砂质泥岩、泥岩组成，砾石成分以石英砾岩、石英砂岩、灰岩为主，砾径360 mm,多呈次棱角状次圆状，胶结物为泥质和粉砂质，固结程度较好。砾岩一般层厚几米到二十几米，最大厚度可达70 m。与下伏地层呈不整合接触。（6）上第三系（N）a.上第三系中新统下段（N 1 1）厚037.20 m，平均10.28 m，由棕红色、褐黄色砂砾、粘土砾石和砾石组成，局部夹有薄层粘土，属残坡积相沉积，与下伏地层呈不整合接触。b.上第三系中新统上段（N 2 1）厚0113.90 m，平均厚74.94 m，以灰绿色粘土和砂质粘土为主，间夹粉、细砂13层，局部砂层较厚，但其砂层含泥质较高。属河湖相沉积全区分布稳定，只在北部井田边界4个钻孔缺蚀。c.上第三系上新统（N2）厚54.00186.24 m，平均厚110.50 m，由灰绿、土黄色及灰白色中砂、细砂、粉砂及粘土质砂组成，夹砂质粘土或粘土35层，局部粘土层较厚。属河湖相沉积全区分布稳定。（7）第四系（Q）厚87.40108.94 m，平均100.20 m，以灰黄色、土黄色中砂、细、粉砂、砂质粘土为主，次为粘土间夹粘土质砂，富含砂礓和铁猛结核与蚌壳碎片，属河流相及河漫滩相沉积。1.2.2 构造本井田位于淮南煤田东北部，淮南复向斜的次级褶皱朱集唐集背斜及尚塘耿村集向斜的东段，总体构造形态为一连续的背、向斜，北部为朱集唐集背斜，南翼与潘集背斜北翼构成宽缓向斜，背、向斜轴向为北西西向，沿轴向有所起伏，其中发育有部分次级褶曲。按其构造特点来划分，本井田可分为三大块段：七线以东为一走向为北东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般在5左右；七二十一线为一宽缓背斜，系朱集唐集背斜延伸部分，背斜轴部与两翼高差一般为3050 m，地层倾角一般27；二十一线以西由北部隆起和南部凹陷两部分组成，其中北部隆起为轴向北西的背斜构造，地层倾角一般在2030，局部达40，南部凹陷为尚塘耿村集向斜，向斜北翼地层较缓，地层倾角一般在35，南翼地层较陡，地层倾角一般在2530，局部达50。全井田共发现30条断层，其中17条为正断层，13条逆断层。按断层落差分：最大落差大于等于100 m的6条，小于100 m而大于等于50 m的1条，小于50 m大于等于30 m的11条，小于30 m的断层12条。断层的延展方向以北西西和北西向为主，次为北东向。本井田构造复杂程度属简单类型。1.2.3 水文地质特征（1）主要水文地质条件新生界松散层含、隔水层（组）本井田新生界松散层厚度两极值为150.40394.30 m，平均厚为295.92 m，其厚度变化规律是由北向南、由东向西逐渐增厚。按照沉积物的组合特征及其含、隔水情况，可将其自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含计4个含水层（组）和3个隔水层（组）。本井田三隔厚度大，一般074.85 m，平均44.18 m，分布范围较稳定（除北部5-1、9-4、11-5及23-1四个孔沉积缺失外），由灰绿色厚层粘土及砂质粘土和多层细砂组成，粘土致密，可塑性强，是井田内的重要隔水层（组），隔水性能较好；其下部第四含水层（组）厚度为025.40 m，平均7.49 m，该含水层（组）由细砂、砂砾层及粘土砾石组成，砂层间有薄层粘土、砂质粘土分布，且直接覆盖于基岩含水层之上。基岩含水层（段）a.下第三系砂砾岩含水层（段）该含水层主要分布在井田的北部边界，钻孔揭露厚度为216.25548.78 m，岩性主要为紫红色砾岩和各粒级砂岩及砂质泥岩，据简易水文观测资料表明，该含水层富水性弱，对矿坑充水无直接影响。b.二叠纪煤系地层含、隔水层（段）本井田煤系砂岩含水层岩性以中、细砂岩为主，局部为粗砂岩和石英砂岩，分布于煤层、粉砂岩和泥岩之间，岩性厚度变化较大，裂隙不发育，且具不均一性，各砂岩含水层之间均有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤层等隔水岩石分布，以储存量为主，据井田内钻孔抽水资料表明，各砂岩含水层富水性弱，正常情况下，煤系砂岩含水层之间无密切的水力联系。c.太原组石灰岩岩溶裂隙含隔水层（段）本井田石炭系太原组灰岩埋藏较深，钻孔未揭露全层厚度，据区域资料表明，地层总厚110130 m左右，含灰岩13层，其中第3、4、12等三层灰岩厚度大，分布稳定，岩溶裂隙较发育外，其余均为薄层灰岩。本井田太原组一灰上距3煤层底板平均间距32.30 m，天然状态下无水力联系，但因太灰的水压较高，已超过3煤层下隔水层（组）岩石的抗压强度，若直接开采3煤层，水力平衡即遭破坏，势必造成其煤层底板突水事故的发生。因此，在开采3煤层之前，必须采取疏水降压等措施，谨防灾害发生。断层带本井田断层较发育，共查出断层30条，其中正断层17条，逆断层13条，钻孔穿过断点3个。断层破碎带主要以泥岩、粉砂岩为主，含砂岩碎块，钻探揭露断层时，大多数断层无漏水现象，结合区域和邻近生产矿井，断层一般是富水性弱，导水性差。但应谨防受采动影响而活化的断层可能成为矿井突水的重要途径。综上所述，本井田新生界下部含水层（组）、二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（段）和太灰岩溶裂隙含水层（组）对井下开采影响较大。但是，只要在可采煤层的浅部留设适当高度的防水煤柱，正常情况下新生界下部四含对井下开采威胁较小，但仅在二十三线以东北部四含对1713煤层开采有充水威胁，其它块段四含对各煤层开采无影响。这样，二叠纪煤系砂岩裂隙水和太灰岩溶裂隙含水层（组）便成为矿井开采的主要充水因素。故本井田在开采417煤层（组）时，以裂隙充水为主，水文地质条件简单。（2）矿井涌水量预计根据安徽省淮南煤田朱集东井田煤炭勘探报告，本井田一水平（-970 m）开采13-111-2煤层时，采用比拟法，与潘一矿进行比拟，预计矿井涌水量，计算公式：（1-1）式中：、矿井涌水量，其中为潘一矿涌水量，正常涌水量为186.32 m3/h，最大涌水量为270.51 m3/h；、预算采用面积，其中朱集井田采用面积为10 km2，潘一矿采用面积为9.3 km2；S、水位降深，其中朱集井田水位降深为975.95 m，潘一矿水位降深为550 m；经计算，朱集矿井的正常涌水量为267 m3/h，最大涌水量为387 m3/h。考虑井筒淋水、井下洒水、防火灌浆等因素，因此矿井的正常涌水量取342 m3/h，最大涌水量取462 m3/h。太灰岩溶裂隙含水层的突水量为1152 m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 煤层特征本井田含煤地层为石炭系和二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段揭露厚度649.95799.10 m，平均730.83 m，共含煤28层，煤层总厚28.58 m，含煤系数为3.91%，自下而上依次可分为7个含煤段。可采煤层共有13层，分别为17-1、16-2、13-1、11-2、11-1、8、7-2、6、5-2、5-1、4-2、4-1和3煤层，平均总厚为21.58 m。其中13-1、11-2、8、5-1和4-1煤层为主要可采煤层，平均总厚12.80 m，约占可采煤层总厚的59.3%；17-1、16-2、11-1、7-2、6、5-2、4-2和3煤层为次要可采煤层，平均总厚8.78 m。现对主采煤层分述如下：（1）13-1煤层：含煤面积37.04 km2，可采面积36.57 km2，仅11-5孔因岩浆侵蚀不可采，赋存标高在-350-960 m之间，煤层厚度0.776.43 m，平均4.00 m，属结构简单、全区可采的稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-810-920 m之间，大部分赋存于-850-870 m之间；（2）11-2煤层：含煤面积37.16 km2，可采面积33.3 km2，赋存标高在-350-1000之间，煤层厚度02.02 m，平均1.32 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-870-980 m之间，大部分赋存于-920-940 m之间；（3）8煤层：含煤面积37.68 km2，可采面积34.74 km2，有1处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-500-1100 m之间，煤层厚度05.77 m，平均2.99 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-960-1070 m之间，大部分赋存于-990-1030 m之间；（4）5-1煤层：含煤面积37.97 km2，可采面积27.22 km2，有4处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-1000-1180 m之间，煤层厚度04.07 m，平均1.36 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-1040-1110 m之间，大部分赋存于-1050-1080 m之间；（5）4-1煤层：含煤面积37.29 km2，可采面积33.28 km2，有1处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-550-1160之间，煤层厚度05.95 m，平均3.13 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-1060-1130 m之间，大部分赋存于-1060-1090 m之间。表1-3-1 主要可采煤层特征表煤层煤层厚度/m下距煤层/m稳定性结构可采性最小最大平均13-10.776.434.0066.36稳定简单全区可采11-205.021.324.67较稳定简单大部可采805.772.9910.16较稳定简单大部可采5-104.071.368.77较稳定简单大部可采4-105.953.1371.13较稳定简单大部可采1.3.2 煤质本井田可采煤层煤质稳定，主要为中灰、中高高挥发分、特低低硫、特低低磷、富油高油、中高热值、具强粘结性的气煤，1/3焦煤次之。其洗精煤是较为理想的炼焦配煤，洗中煤或原煤可作为动力用煤,其主要可采煤层煤质特征见表1-2。表1-3-2 主要可采煤层煤质特征表煤层Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）St.d(%)Pd（%）Qgr.d（MJ/kg）Y（mm）煤 类13-10.702.54/1.4015.1736.22/23.6835.6444.49/40.480.260.0010.14026.209.021.0/14.81/3JM、QM11-20.563.18/1.4716.3637.38/25.5031.4743.18/37.270.360.0030.109/0.01325.198.019.0/13.61/3JM、QM、CY80.703.16/1.4616.4639.18/24.7725.6041.85/37.090.240.0030.046/0.01225.597.030.0/15.01/3JM、QM、FM5-10.663.12/1.4012.5338.96/25.3925.5441.84/36.190.780.0020.033/0.00825.680.022.0/14.41/3JM、QM、CY4-10.652.44/1.3716.0139.72/24.7024.2642.36/35.240.450.0020.083/0.01225.739.029.0/16.21/3JM、QM、FM1.3.2 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况本井田主要可采煤层顶、底板主要以泥岩为主，次为中、细砂岩。泥岩特别是炭质泥岩、含炭泥岩，厚度小，抗压强度低，多属软岩，稳定性差中等。粉砂岩和砂泥岩互层属中等坚硬岩类，细砂岩、中砂岩胶结良好，岩石坚硬致密，抗压强度高，稳定性好，工程地质条件良好。矿床浅部基岩风化带岩体质量差，断层带岩石破碎，均属软弱结构面，故本井田矿床工程地质条件为中等类型。主要煤层的顶底板情况见表1-3-3：（2）瓦斯通过对瓦斯测试资料分析，本井田共采测瓦斯煤样364个，实际利用272个，采样深度在-710.25-1227.22 m之间，瓦斯含量两极值为021.53 m3/t，瓦斯含量较高，各煤层瓦斯含量分布特征与地质构造条件有着密切的关系。沼气带位于基岩顶界面下垂深435 m以深。13-1煤层：瓦斯含量为0.0515.21 m3/t，平均瓦斯含量为4.94 m3/t，首采块段13-1煤层瓦斯含量为0.0510.94 m3/t。11-2煤层：瓦斯含量为013.50 m3/t，平均瓦斯含量为4.41 m3/t(-970m以浅)，-970 m以深仅一个点，含量为4.18 m3/t。首采块段11-2煤层瓦斯含量：0.0513.5 m3/t。另外通过对79个煤样进行煤与瓦斯突出危险性测定，其中17-1、13-1、11-2、8、5-2、5-1、4-2、4-1煤层的突出危险性综合指标k值均有大于15的样品，由此表明上述煤层均有煤与瓦斯突出危险。因此，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。表1-3-3主要可采煤层赋存状况表煤层均厚（m）顶板岩性底板岩性13-14.00泥岩，少数为砂质泥岩，粉、细砂岩泥岩，少数为砂质泥岩、粉、细砂岩11-23.32泥岩，少数为粉、细砂岩泥岩，少数为粉、细砂岩82.99泥岩，局部为砂质泥岩、粉、细砂岩泥岩，局部为砂质泥岩、粉、细砂岩5-11.36泥岩、砂质泥岩，少数为粉、细砂岩泥岩、砂质泥岩，少数为粉、细砂岩4-13.13泥岩，少数砂质泥岩、粉、细砂岩泥岩，少数砂质泥岩、粉、细砂岩（3）煤尘与煤的自燃本井田16-2、11-1、8、7-2、6、5-2、5-1、4-2、3煤层为自燃煤层，13-1、11-2、4-1煤层为容易自燃自燃煤层。各可采煤层均有煤尘爆炸危险。 （4）地温根据九龙岗矿长观孔资料，井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深30 m，相应的温度为16.8。根据已有测温资料，本井田的地温梯度为1.703.80 /hm，平均为2.83 /hm，基本属地温正常区。一级高温区（31 ）一般出现在-564 m以下，二级高温区（37 ）一般出现在-736 m以下，一水平平均地温为43.7 ，属二级高温区。鉴于本井田地温较高，需采取积极的降温措施，以防热害发生。（5）放射性及其它有害气体本区经各勘探阶段，对钻孔测井及大量的煤、岩样品测试，均未发现有放射性异常和大量有害气体。（6）首采面综合柱状图本设计所选首采13#煤层，其综合柱状图如图1-3-1：图1-3-1 主采煤层综合柱状图2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围本矿井属27勘探线以东，东南距淮南市洞山约38 km，南及东南与潘四东和潘二矿井为邻。井田东、南至勘察登记范围，西至27勘探线，北至明龙山断层，走向长7.0 km，倾向宽3.0 km，面积约21.0 km2。地面地形平坦，标高一般在+22.4+23.4 m。2.1.2 开采界限本井田共含煤28层，煤层总厚28.58 m。其中可采煤层共有13层，分别为3、4-1、4-2、5-1、5-2、6、7-2、8、11-1、11-2、13-1、16-2、17-1煤层，平均总厚为21.58 m。13-1#煤层为主要可采煤层，平均总厚4.0 m，由于13-1#煤层厚度大，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑13-1#煤层。2.1.3 井田尺寸井田的走向最大长度为7.1 km，最小长度为6.9 km，平均长度为7.0 km。井田的倾斜方向的最大长度为3.51 km，最小长度为2.03 km，平均长度为3.0 km。煤层的倾角最大为5，最小为1，平均为3，井田平均水平宽度为2.9 km。井田的水平面积按下式计算：S = H L（2-1）式中：S 井田的水平面积，m2H 井田的平均水平宽度，mL井田的平均走向长度，m则井田的水平面积为：S =7.0 3.0 =21.0 km2，井田赋存状况示意图如图2-1-1所示。2.2 井田地质勘探井田地质勘查类型为精查，属详细勘探。普查工作始于2003年9月，至2004年8月全部结束，安徽省煤田地质局勘查研究院于2004年11月提交了该普查地质报告。2005年1月17日，安徽省人民政府以专题会议纪要第7号文即关于朱集煤矿资源开发问题会议纪要决定，将朱集勘查区按资源储量大致相当的原则划分为两个井田，分别由淮南矿业（集团）有限责任公司和皖北煤电集团有限责任公司依法独立进行勘查开发。2005年1月31日，根据煤炭工业合肥设计研究院提交的淮南潘谢矿区朱集井田开发方案，安徽省国土资源厅以皖国土资函200598号文即关于朱集井田划分与归属的函确定，以地震27线为界，将朱集勘查区划分为朱集东和朱集西两个矿井分别勘查开发，其中朱集东勘查区煤炭资源划归淮南矿业（集团）有限责任公司开发。2005年12月19日，淮南矿业（集团）有限责任责任公司与安徽省煤田地质局经对朱集东井田勘探工作的相关事宜协商后共同确定，由安徽省煤田地质局承担该井田的勘探工作。主采煤层13-1煤，煤厚0.776.43 m，平均厚4.00 m，可采区一般煤厚3.44.5 m，结构简单。含煤面积21.0 km2，其中可采面积20.73 km2，可采面积占总面积的98.73%。图2-2-1 井田赋存状况示意图2.3 矿井地质储量2.3.1 储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70 m，原煤灰分40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05 m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.3.2 矿井地质储量计算矿井可采煤层为13-1#煤、11-2#煤、8#煤、5-1#煤和4-1#煤。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D四个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：（2-2）式中Z矿井地质储量，tS 井田块段面积，m2m煤层平均厚度 煤层的容重，1.4 t/m3 各块段煤层的倾角图2-3-1块段法计算井田储量块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-3-1：表2-3-1 矿井地质储量计算表块段名称倾角/面积/m2煤层厚度/m储量核算/MtA53118351.2417.53B14733381.926.51C37400581.541.50D22282978.112.79E43046278.317.10资源总储量115.43则矿井地质储量： Mt2.4 矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。图2-4-1 固体矿产储量分类表储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-4-1：表2-4-1 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量62.336.9331.173.4611.54合计69.2634.63Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k（2-3）其中：k为可信度系数，取0.70.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。结合朱集矿的勘探资料，取k=0.8Zg=62.33+31.17+6.93+3.46+11.540.8=113.12 Mt2.5 矿井可采储量2.5.1 矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量按式（2-4）计算：（2-4）式中：Zs矿井设计资源/储量；P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑保护煤柱等永久煤柱损失量之和。（1）井田境界保护煤柱损失煤量在井田边界留设30 m宽的保护煤柱，井田边界的保护煤柱的压煤量按下式计算：z1=LWH(2-5)式中：z1井田境界保护煤柱损失煤量，t；L井田边界长度，m；W井田边界保护煤柱宽度，30 m；H煤层厚度，m； 煤层的容重，1.4 t/m3。z1=202013041.4=3393768 t（2）断层保护煤柱损失煤量井田范围内有三年断层，断层F1位于工业广场保护煤柱范围内；断层ZF3，ZF4相邻，两侧各留保护煤柱30 m，两条断层之间狭长的块段全部保留。断层保护煤柱按下式计算：Z2=（LW+S）H（2-6）式中：Z2断层保护煤柱损失量，t；L断层保护煤柱长度，m；S断层ZF3、ZF4之间的块段面积，m2；H煤层厚度，m； 煤层的容重，1.4 t/m3。Z2=（220030+149419）41.4=1206346.4 t朱集矿井的永久保护煤柱主要为井田境界保护煤柱和断层保护煤柱，即：P1=Z1+Z2=3.39+1.21=4.6 Mt则：ZS=Zg-P1=113.12-4.6=108.52 Mt 2.5.2 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量按式（2-7）计算：（2-7）式中：Zk矿井设计可采储量；P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；C采取采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。朱集矿主采煤层厚4 m，为厚煤层，固此处取C=75%。1）工业广场保护煤柱工业广场保护煤柱采用垂直剖面法计算得出，朱集矿井共设计三个工业场地，中央工业广场，东、西风井广场。（1）中央工广保护煤柱压煤量计算工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-5-1。表2-5-1工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1 Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8矿井井型设计为0.9 Mt/a，因此由表2-4-1可以确定本设计矿井的工业广场为0.14 km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.85的系数，则工业广场的面积约为0.12 km2。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为400 m，宽为300 m，新生界松散层厚度150.40394.30 m，平均295.92 m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-5-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-5-3：求得工业广场总压煤量Z3=13.36 Mt采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-5-1所示。表2-5-2 地质条件及岩层移动角煤层倾角/煤层厚度/m广场中心深度/m/34.0-85041667066表2-5-313-1#煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m压煤量/t13-1#4238497913355882图2-5-1垂直剖面法计算工业广场保护煤柱（2）东西风井工广保护煤柱压煤量计算在井田东、西两翼各设一个回风井，留设100100 m工业广场，同样采用垂直剖面法计算广场保护煤柱。计算得出东、西风井保护煤柱的压煤量为：Z4=172451341.42=19.31 Mt2）大巷保护煤柱压煤量计算朱集矿布置三条岩石大巷，大巷保护煤柱宽度为30 m，大巷保护煤柱共宽130m。大巷保护煤柱压煤量按下式（2-8）计算：Z5=LWH（2-8）式中：Z5大巷保护煤柱损失量，Mt； W大巷保护煤柱总宽度，m；L大巷保护煤柱长度，m；H煤层厚度，m； 煤层的容重，1.4 t/m3。Z5=695313041.4=5.06 MtP2=Z3+Z4+Z5=13.36+19.31+5.06=37.73则：Zk=(ZS-P2)C=（108.52-37.73）0.75=53.09 Mt3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330 d计算，矿井工作制度采用“三八制”作业（两班半生产，半班检修）。每天净提升时间宜为16 h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度4m，煤层平均倾角25，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，可设计中或大型矿井。参照大型矿井（1.2 Mt/a）服务年限的下限（大于50 a）要求，储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A按式（3-1）计算：A=ZKTK(3-1)则:A=53.09/(501.4)=0.76 Mt/a达不到大型矿井的最低年产量，因此考虑设计为中型矿井：参照中型矿井（0.45 Mt/a、0.6 Mt/a、0.9 Mt/a）服务年限的下限（大于40a）要求，储量备用系数取1.4，则矿井A=ZK/tk设计生产能力计算：A=53.09/(401.4)=0.95 Mt/a根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计能力A确定为0.9 Mt/a，按式（3-2）再计算矿井服务年限：A=ZkTK(3-2)则：T= 53.09/(O.91.4)=42.1 a在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地址损失增大、采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Zb，备用量按式（3-3）计算：(3-3)则:Zb=（53.09/1.4）0.4=15.12 Mt在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地址破坏所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为：53.09-15.1250%=45.53 Mt注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。3.2.3 井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内13-1煤层为首采煤层，煤厚4 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均3，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采大采高工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为中型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核本矿井为煤与瓦斯突出矿井，并且各层煤具有自然性，埋藏较深，低温较高。矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-2-1。由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为0.450.9 Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于40 a，第一开采水平设计服务年限不宜小于20 a。表3-2-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/万ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为0.9 Mt/a，单水平开采，矿井服务年限为42.1 a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）要建立完善的通风、运输、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好的状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1 确定井筒形式、数目、位置（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1-1。朱集矿为深井开采，且为煤与瓦斯突出矿井，煤层倾角小，平均3，为近水平煤层，主采煤层13-1#埋深平均-850 m，表土层厚约300 m，无流沙层，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。（2）井筒数目的确定本井田煤层埋藏深，具有地温高，地压大，瓦斯大等特点，根据瓦斯治理工程需求，需在煤层顶（底）板布置岩巷预抽瓦斯，因而矿井岩巷工程量大，根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井，井田东西边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。表4-1-1 各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用施工条件好，掘进速度快，加快建井工期煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（3）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；井田两翼的储量要基本平衡；井筒不已穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，经方案比较确定，本设计将主井井口定于14-3#钻孔东南方向250 m处。该处表土层厚度约296 m，地面平坦、无村庄，有沟渠，地面原始标高+23.3 m。该方案的主要优点如下： 业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采;工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期；工业场地距潘四东工业场地仅2.0 km，道路进线方便;工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好;矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强;矿井后期最长通风线路较短。4.1.2 阶段划分和开采水平的确定井田内主采煤层为13号煤层，倾角较小，平均为3，井田倾向长度较小，最长3.5 km，故设计为单水平开采。矿井生产能力为：可采储量为53.09 Mt，服务年限42.1 a。4.1.3 主要开拓巷道13-1#煤层平均厚度为4 m，赋存稳定，倾角较小为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质较硬。由于矿井采深较大，地压显现严重，煤层具有突出倾向性，为便于巷道后期维护，故矿井轨道大巷和胶带机大巷布置在13-1#煤层底板岩层中，大巷间距35 m。由于矿井为煤与瓦斯突出矿井，布置一条轨道大巷，一条胶带大巷和一条运输回风大巷，共三条，各条大巷位于井田中央，沿走向布置。4.1.4 方案比较（1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-1-1图4-1-4所示。方案一：双立井开拓，井田东、西两翼采用全带区式布置方式，共分为八个带区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央的工业广场内，与主副井一起，如图4-1-1所示；方案二：双立井开拓，井田东翼采用带区式布置方式，共分为四个带区，井田西翼采用盘区式布置，共分为两个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央的工业广场内，与主副井在一起，如图4-1-2所示；方案三：双立井开拓，井底车场布置在13-1#煤层底板岩石中，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用两翼对角式通风，即在井田的东西边界分别布置一个回风井，如图4-1-3所示；方案四：双立井开拓，井田东翼采用带区式，共分为四个带区，井田西翼采用盘区式布置，共分为两个盘曲，井底车场布置在13-1#煤层底板岩石中，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用两翼对角式通风方式，即设置东、西风井于井田边界处，如图4-1-4所示。（2）技术比较以上所提的四种方案中，方案一与方案二以及方案三和方案四的主要区别都在于西翼是采用带区式开采，还是盘区式开拓方式。带区式开采方式适用于煤层倾角小于12缓斜煤层，尤其是在近水平煤层时技术经济效益比较显著。与盘区式开采巷道开拓布置相比带区式布置不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘运输斜巷、回风斜巷、开切眼和必要的硐室车场，巷道系统简单，井巷工程量小，建井工期短，经济效益高。盘区式布置大巷掘进工程量较小，可以较早投产。由于本井田东部受断层影响不适合设置盘区上下山，只可采用带区布置，而西翼则无此限制，特提出西翼盘区开采方式进行经济比较。方案一与方案二和方案三与方案四的主要区别在于通风方式的不同。方案一与方案二采用中央并列式通风方式，中央并列式的优点是工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小。缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。方案三与方案四采用两翼对角式通风，风井设立在井田东西两翼，此种方式通风线路短，带区通风方便，通风阻力小，适用于高瓦斯矿井，但投产时间较长，东西风井还需设置保护煤柱。考虑到本矿井为煤与瓦斯突出矿井，为适应通风需要，特提出两翼对角式通风方式进行经济比较。图4-1-1 方案一：立井单水平井田东翼带区、西翼带区布置中央并列式通风图4-1-2 方案二：立井单水平井田东翼带区、西翼盘区布置中央并列式通风图4-1-3 方案三：立井单水平井田东翼带区、西翼带区布置两翼对角式通风图4-1-4 方案四：立井单水平井田东翼盘区、西翼带区布置两翼对角式通风（3）粗略经济比较 以上所提四个方案大巷布置及水平数目相同，主要在井田西翼开拓方式上和矿井的通风方式上有区别。方案一与方案二的通风方式相同，区别仅为井田西翼开拓方式不同，方案三与方案四的通风方式都为两翼对角式，区别也只有井田西翼的开拓方式。故可以将方案一与方案二、方案三与方案四进行粗略经济比较，得出经济上和技术上较优的方案，再进一步进行详细的经济比较。同Excel软件可以编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，分别见表4-1-2、表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5。表4-1-2方案一粗略经济计算项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.60 271481.00 803.58 1406.61 基岩段61.70 97736.00 603.03 副井开凿表土段29.60 282783.20 837.04 1512.54 基岩段61.70 109482.00 675.50 风井开凿表土段29.60 263408.00 779.69 1330.95 基岩段61.70 89346.00 551.26 后期基建费用井底车场岩巷100.00 27323.60 273.24 273.24 轨道大巷岩巷690.00 27323.60 1885.33 1885.33 胶带机大巷岩巷690.00 25845.60 1783.35 1783.35 回风大巷岩巷690.00 29688.40 2048.50 2048.50 基建费用小计10240.52 生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价（元/t.km）9275.88 1.20 5309.00 0.91 1.60 排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94 342.00 7920.00 42.10 0.28 大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.23 1.20 5309.00 3.50 0.35 生产费用小计20273.05 合计30513.57 表4-1-3方案二粗略经济计算项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.60 271481.00 803.58 1406.61 基岩段61.70 97736.00 603.03 副井开凿表土段29.60 282783.20 837.04 1512.54 基岩段61.70 109482.00 675.50 风井开凿表土段29.60 263408.00 779.69 1330.95 基岩段61.70 89346.00 551.26 井底车场岩巷100.00 27323.60 273.24 273.24 后期基建费用轨道大巷岩巷517.50 27323.60 1414.00 1414.00 胶带机大巷岩巷517.50 25845.60 1337.51 1337.51 回风大巷岩巷517.50 29688.40 1536.37 1536.37 盘区轨道巷岩巷246.80 27323.60 674.35 674.35 盘区胶带机巷岩巷246.80 25845.60 637.87 637.87 盘区回风巷岩巷246.80 29688.40 732.71 732.71 基建费用小计10856.15 生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价/元9275.88 1.20 5309.00 0.91 1.60 排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94 342.00 7920.00 42.10 0.28 大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.23 1.20 5309.00 3.50 0.35 盘区运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元1310.00 1.20 2527.60 1.23 0.35 生产费用小计21583.06 合计32439.22 表4-1-4方案三粗略经济计算项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.60 271481.00 803.58 1406.61 基岩段61.70 97736.00 603.03 副井开凿表土段29.60 282783.20 837.04 1512.54 基岩段61.70 109482.00 675.50 东风井开凿表土段29.60 263408.00 779.69 1330.95 基岩段61.70 89346.00 551.26 西风井开凿表土段29.60 263408.00 779.69 1330.95 基岩段61.70 89346.00 551.26 后期基建费用井底车场岩巷100.00 27323.60 273.24 273.24 轨道大巷岩巷690.00 27323.60 1885.33 1885.33 胶带机大巷岩巷690.00 25845.60 1783.35 1783.35 回风大巷岩巷690.00 29688.40 2048.50 2048.50 基建费用小计11571.47 生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价/元9275.88 1.20 5309.00 0.91 1.60 排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94 342.00 7920.00 42.10 0.28 大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.23 1.20 5309.00 3.50 0.35 生产费用小计20273.06 合计31844.53 表4-1-5方案四粗略经济计算项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.6271481803.581406.61基岩段61.797736603.03副井开凿表土段29.6282783.2837.041512.54基岩段61.7109482675.5西风井开凿表土段29.6263408779.691330.95基岩段61.789346551.26东风井开凿表土段29.6263408779.691330.95基岩段61.789346551.26井底车场岩巷10027323.6273.24273.24后期基建费用轨道大巷岩巷517.527323.614141414胶带机大巷岩巷517.525845.61337.511337.51回风大巷岩巷517.529688.41536.371536.37盘区轨道巷岩巷246.827323.6674.35674.35盘区胶带机巷岩巷246.825845.6637.87637.87盘区回风巷岩巷246.829688.4732.71732.71基建费用小计12187.1生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价/元9275.881.253090.911.6排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94342792042.10.28大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.231.253093.50.35盘区运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元1305.451.225271.230.35生产费用小计21578.51合计33765.61表4-1-6方案一与方案二、方案三与方案四的粗略估算费用比较表方案方案一方案二方案三方案四费用30513.57 32439.22 31844.53 33765.51 100.00%106.31%100.00%106.03%通过以上四个方案的粗略估算费用计算，方案一与方案二进行比较，在经济上，方案一比方案二更优，选择方案二；方案三与方案四，方案三在经济上更优，选择方案三。各方案间的相互对比如表4-1-6.即无论在中央并列式与两翼对角式通风的情况下，本井田西翼带区开采比采用盘区开采在经济上和技术上都更为优越。剩下方案一与方案三，还需进一步进行详细经济比较才能最终确定。（4）详细经济比较方案一与方案三的区别在于通风方式上的不同，方案一与方案三详细经济计算见表4-1-7、4-1-8.表4-1-7 方案一基建、生产费用计算表项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.60 271481.00 803.58 1406.61 基岩段61.70 97736.00 603.03 副井开凿表土段29.60 282783.20 837.04 1512.54 基岩段61.70 109482.00 675.50 风井开凿表土段29.60 263408.00 779.69 1330.95 基岩段61.70 89346.00 551.26 井底车场岩巷100.00 27323.60 273.24 273.24 初期基建费小计4523.35 后期基建费用轨道大巷岩巷690.00 27323.60 1885.33 1885.33 胶带机大巷岩巷690.00 25845.60 1783.35 1783.35 回风大巷岩巷690.00 29688.40 2048.50 2048.50 后期基建费小计5717.17 基建费用小计10240.52 生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价9275.88 1.20 5309.00 0.91 1.60 排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94 342.00 7920.00 42.10 0.28 大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.23 1.20 5309.00 3.50 0.35 大巷维护费系数大巷长度大巷数量基价6931.00 1.20 6900.00 3.00 26.80 通风费用系数路线长度基价573.20 1.20 9959.84 479.59 生产费用小计27777.26 合计38017.78 表4-1-8 方案三基建、生产费用计算表项目工程量（10m）基价（元/(10m)）费用小计（万元）初期基建费用主井开凿表土段29.6271481803.581406.61基岩段61.797736603.03副井开凿表土段29.6282783.2837.041512.54基岩段61.7109482675.5风井开凿表土段29.6263408779.691330.95基岩段61.789346551.26风井开凿表土段29.6263408779.691330.95基岩段61.789346551.26井底车场岩巷10027323.6273.24273.24初期基建费小计5854.3后期基建费用轨道大巷岩巷69027323.61885.331885.33胶带机大巷岩巷69025845.61783.351783.35回风大巷岩巷69029688.42048.52048.5后期基建费小计5717.17基建费用小计11571.47生产费用立井提升费系数煤量/万t提升高度/km基价/元9275.881.253090.911.6排水费涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元3192.94342792042.10.28大巷运输费系数煤量/万t平均运距/km基价/元7804.231.253093.50.35大巷维护费系数大巷长度大巷数量基价69311.26900326.8通风费用系数路线长度基价392.921.26827.42479.59生产费用小计27596.98合计39168.46（5）方案确定将方案一与方案三的基建、生产费用汇总表见表4-1-9.表4-1-9方案一、方案三基建、生产费用汇总表项目方案一方案三初期基建费4523.35 100.00%5854.30 129.42%后期基建费5717.17 100.00%5717.17 100.00%生产经营费27777.26 100.00%27596.98 99.35%总计38017.78 100.00%39168.45 103.03%由对比结果可知，方案一与方案三的总费用近似相等，方案三的初期基建费较高，即采用两翼对角式通风的开拓方案初期投资较大，但考虑到朱集矿井瓦斯较高，采深大，地温高，采用两翼对角式通风线路短，风阻小，有利于降低热害及排放瓦斯，中央并列式初期投资小，但开采后期通风线路长，不利于保障通风。综合以上技术经济比较，确定朱集矿开拓方式为方案三：双立井单水平开拓，东、西两翼采用全带区划分井田，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷都布置在13-1#煤层底板岩石中。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，净断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-2-1，主要参数见表4-2-1。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2 m，净断面积40.71 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图4-2-2主要参数见表4-2-2。3）风井风井采用圆形断面，井筒净直径6 m，净断面28.27 m，表土段采用冻结法施工，井壁厚度400 mm，风井断面如图4-2-3，主要参数见表4-2-3。图4-2-1 主井井筒断面表4-2-1主井井筒主要参数特征表井型0.9 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井深910 m净断面积33.18 m2井筒支护钢筋混凝土支护冻结段井壁厚1100 mm混凝土井壁厚500 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2图4-2-2 副井井筒断面表4-2-2副井井筒主要参数特征表井型0.9 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2 m井深910 m净断面积40.71 m2井筒支护钢筋混凝土支护冻结段井壁厚1100 mm混凝土井壁厚500 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2图4-2-3 风井井筒断面表4-2-3风井井筒主要参数特征表井型0.9 Mt/a井筒支护钢筋混凝土支护冻结段井壁厚1100 mm混凝土井壁厚500 mm井筒直径6 m井深910 m净断面积40.71 m2基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m24.2.2 井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-2-4。1-主井 2-副井 3-轨道大巷 4-胶带机大巷 5-井底煤仓 6-中央变电所 7-水仓 8-爆破材料库 9-等候硐室 10-胶带机机头硐室 11-医疗室 12-水泵房图4-2-4 井底车场平面图（2）运输牵引方式对采用固定式矿车作为辅助运输的大中型矿井，副井空重车线长度宜各为1.0-1.5倍列车长度。辅助运输采用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车运输，其尺寸为240010501150 mm。电机车选用XK8-9/120-1A防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为450010601600 mm，设计每列车由15辆1.5t矿车组成。（3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（4）硐室主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷及清理井底撒煤硐室等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，本矿井取25%，因本矿井日产量为2727 t，所以需要煤仓容量为682 t，设置一个直径为6 m，高20 m的圆筒煤仓，总容量约700 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离为20 m。煤矿安全规程（2006年版）第二百八十条规定：正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8 h的正常用水量。矿井正常涌水量为342 m3/h，最大涌水量为462 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=3428=2736 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL（4-1）式中:Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，410 m；则Q=8.15410=3341.5 m3由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。其它硐室医疗硐室、机修硐室、井下材料库、火药库、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3 大巷（1）轨道大巷此巷为一条半圆拱双轨运输大巷，并作进风巷使用，设人行道。（4-2）式中：B1轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取950 mm，带区巷道一般取300500 mm；d1、d2蓄电池电机车的宽度，d1d21060 mm；c电机车的间距，250 m。B1=1300+950+1060+1060+2504600 mm轨道大巷的断面和特征表如图4-2-5。（2）胶带机大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，设有1200 mm宽胶带输送机，一侧设有1200 mm宽专用人行道。（4-3）式中：B2运输大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1200 mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，取1570 mm;d胶带机宽度，d11200+430 mm；B212001200430+15704400 mm胶带机运输大巷的断面和特征表如图4-2-6。 （3）回风大巷为满足通风需要，回风大巷内不设轨道和胶带运输机，回风大巷的断面和特征表如图4-2-7。图4-2-5 轨道大巷断面和特征表图4-2-6 胶带机运输大巷断面和特征表图4-2-7 回风大巷断面和特征表4.2.4 巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5 t固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚网喷，并采用壁后及时注浆技术提高围岩整体的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40100 kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。5 准备方式带区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（东一带区）位于井田东翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2 带区煤层特征带区所采煤层为13-1#煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，暗煤，粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3，内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚0.776.43 m，平均厚4.00 m，可采区一般煤厚3.44.5 m，结构简单，倾角平均为25，煤的容重1.4 t/m3。瓦斯含量为0.0515.21 m3/t，平均瓦斯含量为10.34 m3/t，首采块段13-1#煤层瓦斯含量为0.0513.94 m3/t，该带区属于高瓦斯带区，具有煤与瓦斯突出危险性。13-1#煤层属于有煤尘爆炸危险性煤层，且为容易自然自燃煤层。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶、底板以泥岩为主，少数为砂质泥岩、粉、细砂岩，呈灰白色，致密性脆，中粒结构，石英长石为主，泥钙质胶结，分选良好。煤层顶底板砂岩两极厚度2.2525.75 m，平均厚度10.70 m。5.1.4 水文地质本井田新生界下部含水层、二叠系砂岩裂隙含水层和石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（组）对井下开采影响较大。但因新生界下部含水层(组)与可采煤层露头接触很少或不接触，本区在留设防水(砂)煤柱条件下，为间接充水含水层，而3#煤层分布范围较小，不做开采煤层，正常情况下不会发生煤层底板突水。矿井的正常涌水量为267 m3/h，最大涌水量为387 m3/h。5.1.5 地质构造带区内地质构造简单，煤层倾角平均35。带区中部有两条大断层ZF3、ZF4逆断层，从北到南贯穿整个井田，落差在010 m，倾角为6570。5.1.6 地表情况带区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。5.2.2 带区巷道布置（1）区段要素首采带区位于井田东翼，大巷的北侧，走向长度平均1399 m，倾向长度平均1295 m。带区划分为8个分带。工作面长150 m，两条回采巷道共10 m宽，回采巷道间不留煤柱，每个分带宽160 m。（2）带区瓦斯防治因本矿井所开采的13-1#煤层为煤与瓦斯突出煤层，根据煤矿安全规程要求需设置专用瓦斯抽排巷，本矿井设计采用预掘底板瓦斯抽排巷掩护分带斜巷掘进的方式，并预抽采13-1#煤层的瓦斯。（3）带区回采巷道布置及通风方式为了提高工作面回采率，防止煤层自然发火，回采工作面运输、轨道斜巷均采用无煤柱护巷布置方式。本设计13-1#煤层按沿空留巷方式布置斜巷，采取“Y”型通风方式，即工作面运输、轨道分带斜巷均进新鲜风流，可防止工作面上隅角积聚瓦斯及保证足够的风量，污风流由沿空留下的巷道经底板瓦斯抽排巷由回风大巷排出。（4）开采顺序首采带区为东一带区，然后依次采东三、东五、东七带区，东一、东三带区由ZF3、ZF4逆断层划分，东五、东七带区间留带区煤柱15 m。由于采用沿空留巷，为了避免巷道在本分带采动影响之后尚未稳定又受下一分带采动影响，在首采带区内采用“跳采”，开采顺序为：13101工作面13107工作面13104工作面13102工作面13106工作面13103工作面13105工作面（5）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用矿车运输，矿车经轨道运输大巷由蓄电池电机车运到辅助运输斜巷，然后由无极绳绞车运至工作面。5.2.3 带区生产系统（1）运煤系统工作面分带运输斜巷带区煤仓胶带机运输大巷井底煤仓主井地面运煤系统路线图如图5-2-1所示。（2）辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道集中平巷分带轨道斜巷工作面。辅助运输系统路线图如图5-2-1所示（3）通风系统13101工作面的风流路线为：副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道集中平巷分带轨道斜巷（分带运输斜巷）工作面分带运输斜巷（采空区留巷部分）分带运输斜巷底板瓦斯抽排巷回风大巷东翼风井通风系统路线图如图5-2-1所示。（4）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。（5）工作面供电系统地面变电站副井中央变电所轨道大巷分带运输斜巷工作面。（6）排水系统工作面分带运输斜巷轨道大巷井底水仓副井地面。1-轨道大巷 2-运输大巷 3-回风大巷 4- 材料车场 5-绞车房 6-带区集中平巷 7-分带轨道斜巷 8-工作面 9-分带运煤斜巷 10-煤仓 11-轨道斜巷瓦斯底抽巷 12-运煤斜巷瓦斯底抽巷 13-联络巷 14-掘进回风巷图5-2-1带区生产系统示意图5.2.4 带区生产能力及采出率1）、带区生产能力本矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力90万t/年。工作面布置为综采面。工作面工作制度采用“三八”工作制，两班半采煤，半班检修。双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺0.8 m。（1）综采面生产能力A.每割一刀煤所需的时间a.纯割煤的时间T割T割=（L+ L1）/V歌（5-1） =（150+30）/4=45（分）式中：L工作面长度，150 m；L1斜切段长度，30 m；V歌采煤机合理的牵引速度，取4 m/min。b.割煤作业中必须的辅助作业时间T空T空= L1/V空=30/6=5 min（5-2） 式中：V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取6 m/min。c.必须的间歇时间T停必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停开机时间；采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停取20分。所以每割一刀煤所需的时间= T割+ T空+T停=45+5+20=70 minB.端头作业时间T端本综采工作面端头支护采用端头液压支架，端头作业时间取25 min。a.故障时间根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的8%15%，每割一刀煤影响时间为1530 min。在此取20 min。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循为：T循=T+T端+T故（5-3）=70+25+20=115 min所以，综采面每班进2刀是能够实现的。综放工作面生产能力Q综Q综=NLSMR330（5-4）=51500.841.40.93330=103.1（万t）式中：N工作面日循环数，5个；L工作面长度，150 m；S截深，0.8 m；M采高，4.0 m；R煤容重，1.4 t/m3；C工作面回采率，0.93。（2）带区生产能力计算带区生产能力按下式计算：（5-5）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面年生产能力，1.03 Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为0.9 Mt/a，首采带区生产能力为1.13 Mt/a，能够满足矿井的产量要求。（3）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区实际采出煤量与带区工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：按下式计算：采区采出率 =（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100% （5-6）采区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占7%；永久煤柱等。Z首采区 = SMR （5-7）式中： Z首采区首采区工业储量，万t。S首采区的面积，万m2。M首采区煤层的厚度，4 m。R首采区煤的容重，均为1.4 t/m3。Z首采区 = SMR=161.8441.40= 906.04万t所以首采区内工业储量为：906.04 万t。工作面落煤损失按7%计算：906.047%=63.42万t。边界煤柱损失为：（1083+1229）304.01.40/10000=37.16万t。则：东一带区采出率 =(906.04-63.42-37.16)/906.04100%=88.9%根据煤炭工业设计规范规定：带区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为88.9%0.75，符合煤炭工业设计规范规定。6 采煤方法6.1 带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为13-1#煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，暗煤。粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3，内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚0.776.43 m，平均厚4.00 m，可采区一般煤厚3.45.0 m，结构简单，倾角平均为35，煤的容重1.4 t/m3。瓦斯含量为0.0515.21 m3/t，平均瓦斯含量为10.34 m3/t，首采块段13-1#煤层瓦斯含量为0.0513.94 m3/t，该带区属于高瓦斯带区，具有煤与瓦斯突出危险性。13-1#煤层属于有煤尘爆炸危险性煤层，且为容易自然自燃煤层。矿井的正常涌水量为267 m3/h，最大涌水量为387 m3/h。带区内地质构造简单，煤层倾角平均25。带区中部有两条大断层ZF3、ZF4逆断层，从北到南贯穿整个井田，落差在010 m，倾角为6570。6.2 采煤工艺方式6.2.1 确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。（3）一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮，支架易倾斜、滑倒；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，又因为本矿井煤质较硬，瓦斯较大，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.0 m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.2.2 回采工作面参数影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150220m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿倾斜推进；工作面长度平均为150 m，分带长平均为1500 m；煤厚4.0 m。分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000 mm3000 mm，分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000 mm3000 mm。6.2.3 综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-1-1。表6-1-1工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（）1504简单、无夹矸支撑掩护式5根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用一次采全高成套设备。三机标准型号见表6-1-2。ZZ5600/23/47型液压支架主要技术特征见表6-1-3。MXA-300/4.5W型采煤机主要技术特征见表6-1-4。SGZ-830/500型刮板输送机主要技术特征见表6-1-5。RB125/31.5型乳化液泵站主要技术特征见表6-1-6。WPZ320/6.3型喷雾及冷却泵主要技术特征见表6-1-7。表6-1-2 三机标准型号序号项目设备型号备注1采煤机MXA-300/4.5W选用一次采全高成套设备2液压支架ZZ5600/23/473刮板输送机SGZ-830/500表6-1-3 液压支架技术特征项目单位数目型 号ZZ5600/23/47型 式支撑掩护式支撑高度m2.34.7支架宽度m1.411.59中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5供液泵压 MPa31.5支架最大长度m6.1制造厂家北京煤机厂表6-1-4采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号MXA-300/4.5W制造厂家西安煤矿机械厂 采 高m2.24.5截 深m0.8滚筒直径m2.0滚筒中心距m10.326续表6-1-4截割功率kW300牵引方式电牵引牵引速度m/min08.50牵引功率kW290机面高度m1.905卧底量m0.185控顶距m2.342表6-1-5 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-830/500制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000运输机长度m150电压等级V1140总装机功率kW1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm17561332353表6-1-6乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征型 号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kW75电压等级V1140质量kg1440续表6-1-6泵总成尺寸mmmmmm2088810875储液箱L1000表6-1-7 喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征型 号WPZ320/6.3流量L/min320压力Mpa6.3电动机功率kW45转速r/min1470质量kg1800外形尺寸mmmmmm2500890958液压支架校核1）支架支护强度校核根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式6-1。g = kHr（6-1） 式中：g顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)；H工作面的采高,4 m；r顶板岩石容重,最大取2.65 t/m3； 代入数据得: g =842.659.5/1000=0.81 MPa0.98 MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZZ5600/23/47型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为5600 kN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5 MPa。2）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%5600kN =4200 kN（6-2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为5000 KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。3）支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式为：Hmin=MminS2a（6-3）S2=dMmaxR2（6-4）Hmax=MmaxS1（6-9）S1=dMminR1（6-5）式中：Mmin, Mmax与煤层相应的最小、最大采高；Hmin Hmax支架的最小、最大高度，m；S2支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d顶板级别系数，取0.025；R2支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55 m；R1前柱到煤壁的距离，2.15 m；a支架的卸载高度，0.05 m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.0253.62.15=0.194 (m)S2=0.0254.53.55=0.399 (m) Hmin=3.60.3990.05=3.151 (m)Hmax=4.50.194=4.306 (m)由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。（3）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6-1-4所示。1）工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510 m和1015 m。2）进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6-1.a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6-1.b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见6-1.d）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤，见图6-1-1。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。图6-2-1采煤机进刀方式6.2.4 各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。（3）推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。（4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。1)端头支架必须达到初撑力。2)端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。3)破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。4)机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。5)停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。6)在顺槽皮带机头处加设除铁器。7)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。9）支护设计工作面支护设计采用ZZ5600/23/47支撑掩护式液压支架。移架方式采用依次顺序艺架，又称单架连续式。支架沿采煤机的牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条线。该方式操作简单，易于保证质量，并能够适应不稳定顶板，应用广泛。移架操作方式采用邻架自动依次顺序移架，支护方式用及时支护。6.2.5 工作面端头支护和超前支护(1)综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。（2）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6-1-7。表6-1-7 端头支架主要技术特征见表项目单位规格型号ZT7500/18/36工作阻力kN72307500初撑力kN53806030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.430.55中心距m1.5底板比压MPa0.720.8重量t21.35（3）超前支护工作面采用FLZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。 分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800 mm。分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800 mm。机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3 m，木垛必须用 柱帽、木楔背紧。 当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800 mm的戴帽点柱（用单体柱）。（3）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码放必须放在工作面70 m以外。6.2.6 循环图表、劳动组织、主要技术经济指标(1)组织循环作业并编制循环图表1）循环作业劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为4.0 m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8 h。循环方式为生产班每班进2个循环，检修班半班生产进一个循环，半班检修，日进5个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。2）劳动组织作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用两班半采煤，半班检修“三八”工作制。工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。a.及时支护方式采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。b.滞后支护采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。由于本设计中煤层顶板是沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。(2）综采工艺采煤工艺流程工作面作业规程如下：割煤移架推溜割煤。工作面采高由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度。(2)割煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30 m，截深0.8 m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在40.1 m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒510 m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8 m。推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15 m左右，其弯曲段长度不得小于30 m，推移步距为0.8 m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。3）劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表6-11。表6-1-8 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员生产一班生产二班检 修 班1班 长22262采 煤 机 司 机22263移 架 工22264刮板输送机司机11135转 载 机 司 机11136泵 站 司 机11137皮带输送机司机33398端 头 维 护 工33410续表6-1-89验 收 员111310清 煤 工221511电 工115712看 电 缆 工111313库 工-3314充 填 工-7715机 动 人 员222615合 计22223579（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算：（6-6）（6-7）（6-8）式中：Q1割4.0 m采高段一刀煤产量，t；Q2割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t； L1工作面4.0 m采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，20 m；S循环进尺，0.8 m；M1工作面中段采高，4.0 m；M2工作面过渡段采高，取平均值3.5 m；煤的容重，1.4 t/m3；C工作面可采范围内回采率，93。则：Q1=(150-20)0.84.01.40.93=541.632 tQ2= 200.83.51.40.93=72.912 t循环产量：Q=Q1+Q2=541.632+72.912=614.544 t日产量=Q日循环数=614.5446=3687.264 t吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-1-9 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m1502工作面倾斜长度m13103工作面倾角34采 高m4.05煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t614.58日循环数个59日产量t3072.510坑木消耗m3/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工46.6713回采率%9314吨煤成本元/t22015月推进度m1207 井下运输7.1 概述7.1.1 井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1：表7-1-1 井下运输设计的原始条件和数据序号项目单位数量1设计生产能力Mt/a0.92工作制度“三八”制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度m46煤层平均倾角47煤的容重t/m31.48瓦斯涌出量m3/t15.219矿井瓦斯等级高10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2 运输距离和货载量分带斜巷平均运距1300 m，大巷运距2123 m，故从工作面到井底车场的最大运距为3323 m。首采带区内布置一个工作面、一个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量2727.3 t/d，掘进面日产量272.7 t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1-2。表7-1-2 带区辅助运输量序 号项目单 位数 量备 注1运送人员人/班均取平均值2材料、设备正常生产t/班52工作面安装、搬家t/d104续表7-1-23工作面支架安装架/d12搬迁214工作面设备安装t/d110搬家2207.1.3 矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行开采，巷道掘进采用连续采煤机多巷掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，又由于矿井比较深，故只能采用轨道辅助运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达各个工作地点。材料及一般设备材料矿车装运下井，在井底车场重新连接由电机车牵引至工作面供料点，然后由带区内的材料铲运车转运到各使用点；大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用支架铲运车协助安装到位；采煤机、连采机和梭车等用特制的平板车下井，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，由电机车统一运送。轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输。矿车选用MG1.9-9B型1.5 t固定箱式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5 t固定箱式矿车、1.5 t材料车、1.5 t平板车运输材料及设备。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统分带采煤工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面（2）行人、运料系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道集中平巷分带轨道斜巷工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。7.2 带区运输设备选择7.2.1 设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2 带区设备的选型（1）采煤工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。（2）带区运煤设备根据带区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-2-1，表7-2-2，表7-2-3。表7-2-1 转载机技术特征项 目单 位技术特征型 号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度m37.7总装机功率kW290电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度 m7.4爬坡角度10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7-2-2 破碎机技术项 目单 位技术 特征型 号PCM132通过能力t/h1200破碎能力t/h1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mmmmmm456020951742最大出料块度mm300生产厂张家口煤机厂表7-2-3 SSJ1200/3200M带式输送机主要技术特征表项 目单 位技术 特征型 号SSJ生产能力t/h1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级V1140功率kW3200带 速m/s3.15（3）带区辅助运输设备本矿井带区的煤层倾角较小，因此上下山提升时采用JW1600/80无极绳绞车牵引1.5 t固定式矿车、1.5 t材料车、1.5 t平板车运输。各设备技术特征如下：表7-2-4 JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50续表7-2-4绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机机型号YB280M6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm348517201672表7-2-5 井下运输车辆主要技术特征表名 称型 号载重量/t外型尺寸长宽高轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.52400105011509007509741000材料车MLC5-95210011501300900600790200平板车MPC5521001150480900600780507.2.3 带区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=0.9 Mt/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即：（7-1）式中：An各运输环节运输能力，t/h；K产量不均衡系数，取1.2；T日工作时间，取16小时；运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）带区辅助运输能力验算带区车场设计一次提升的矿车为8个。根据矿车连接器强度进行验算：（7-2）（7-3）式中：W矿车与轨道间的摩擦系数；F矿车运行阻力，N；g重力加速度，m/s2；K车轮与轨道间的滚动摩擦因数，K=0.50.6；u车轮轴承的摩擦因数；d车轮的轴径，mm；D车轮直径，mm；Z一次能提升的最大矿车数，个。因为811，故一次提升8个矿车满足要求。7.3 大巷运输设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DX-1200/42000型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7-3-1 XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征表 项 目单位技术特征型 号XK8-9/120-1A粘着质量t8轨 距mm900最小曲率半径m7连接器距轨面高mmmm320；430固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92续表7-3-1外型尺寸mm450013601550制动方式机械牵引力小时制kN11.172长时制kN2.94速度小时制km/h6.8长时制km/h12.4最 大km/h25牵引电动机型 号ZQ11B额定电压V120小时制功率kw11长时制功率kw4.3台 数台2小时制电流A112长时制电流A44表7-3-2 DX-1200/42000带式输送机主要技术特征表项 目单位技术特征型 号DX-1200/4200输送能力t/h1400带 速m/s3.15带 宽mm1200适应倾角4电动机功率kW4200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11408 矿井提升8.1 概述本设计矿井井型为0.9 Mt/a，服务年限42.1 a，自然标高在+23 m。煤层的埋藏深度为-810-920 m，倾斜长度平均3.2 km，走向平均7.0 km。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井单水平-890 m开拓。主井采用两套16 t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引矿车，蓄电池式电机车选用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车，矿车选用MG1.9-9B型1.5 t固定箱式矿车。矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升1）设备选型矿井设计生产能力为0.9 Mt/a，属中型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/1504Y带平衡锤的16 t箕斗提煤，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8-2-1、表8-2-2、表8-2-3。表8-2-1JDG16/1504Y箕斗技术特征项 目单 位参 数型 号JDG16/1504Y名 义 载 重t16有 效 容 积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕 斗 自 重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂2）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：表8-2-2JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位参 数型 号JKM-2.5/6（）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数 量条4间 距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长宽高)m69.53生 产 厂 家洛 阳 矿 山 机 械 厂表8-2-3主井提升钢丝绳技术特征表项 目单 位参 数型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N/100m4664续表8-2-3钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数8.3（1）提升高度H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H提升高度，m； HS矿井深度，913 m；HZ装载高度，HZ =1825 m，取20 m；HX卸载高度，HX =1525 m，取20 m。H= 913 + 20 + 20= 953（m）（2）经济提升速度Vj=（0.30.5）H0.5（8-2）式中：Vj经济提升速度，m/s。Vj = 12.3（m/s）（3）估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+（8-3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a提升加速度，一般取0.8 m/s2；u箕斗低速爬行时间，取10 s；箕斗装卸载休止时间，一般取10 s。TX = 12.3/0.8+953/10.8+10+10=111.1（s）（4）计算小时提升次数ns=3600/TX（8-4）式中：ns小时提升次数。ns = 3600/111.1=32（次）（5）小时提升量As=CafAn/(br ts)（8-5）式中：As小时提升量，t；C提升不均衡系数，箕斗提升C = 1.15;af提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An矿井设计年产量，1.5 Mt/a；br提升设备每年工作日数，取330 d；ts提升设备每天工作小时数，取16 h。As=1.151.20.9106/（33016）=235.2（t）（6） 一次合理提升量Q=As/ns（8-6）式中：Q一次合理提升量，t；Q=235.2/32= 7.4（t）表8-2-4主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t95312.3111.132235.27.4提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为16 t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2 副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为913 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼。1 t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4,其技术特征见表8-2-5。1 t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8-2-6。2）提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8-2-2。3）提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8-2-3。表8-2-5GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4装载矿车型号MG1.1-6A车数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8-2-5GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4K装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN5479 矿井通风及安全9.1 矿井通风系统的选择9.1.1 矿井概况朱集矿井田面积约为21 km2，属于高瓦斯矿井，煤层赋存较深，主采煤层13#大部位于-870-910 m水平，低温较高，在通风系统设计时应考虑较为容易的通风系统。9.1.2 矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4）总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受通风机的噪音干扰；6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8）可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风；9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3 矿井通风系统的确定1）通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1-1。结合本矿的实际条件：井田地处平原，埋藏深度大，且东西走向较长（6.9 km），所以不适合用采用中央分列式和分区对角式。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风困难；再加上本矿井为高瓦斯矿井，中央并列式通风很难满足高瓦斯矿井的通风需要，通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，风阻较小，适于本矿井的地质条件。本矿属于高瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了后期的安全生产，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：两翼对角式通风，风井具体位置见开拓平面图。表 9-1-1 矿井不同通风方式特点通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。2）通风方法通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低，煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度，煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表9-1-2。由于该矿井地处平原，井田内煤层赋存稳定，又由于煤的瓦斯相对涌出量为10.94 ，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。9.1.4 带区通风系统的确定1）采煤工作面通风系统要求（1）回采工作面要独立通风。（2）风流稳定。在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。（3）漏风少。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。（4）会才工作面的调风措施可靠。（5）保证风流畅通。表9-1-2 通风方式分类 方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。优点：1井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2漏风量小，通风管理较简单；3与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式 低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点: 1.压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；进风线路漏风大，管理困难；2.风阻大、风量调节困难；3.由第一水平的压入式过 渡到深部水平的抽出式有一定困难；4.通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。2）采煤工作面通风系统分类采煤工作面通风方式按进、回风巷数目分类见表9-1-3:表9-1-3 采煤工作面通风系统分类通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。续表9-1-3E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大3）采煤工作面通风系统选定因本工作面的瓦斯涌出量较大，易于在采空区上隅角积聚，为解决此问题，本设计结合朱集矿实际情况特采用无煤柱沿空留巷煤与瓦斯共采技术，在工作面采用“Y”型通风方式，并将一条分带斜巷保留下用作回风使用。此方法很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率，减少了煤巷掘进率。9.2 矿井风量计算9.2.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。（1）容易时期的采煤方案开采东一带区13101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面13107；煤巷掘进头一个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案中央十盘区下山开采倒数第二个工作面，同时准备最后一个工作面时为通风最困难时期；此时，煤巷掘进头两个；岩石掘进头一个通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-2-1至图9-2-4所示: 图9-2-1通风容易时期通风系统立体示意图图9-2-2通风容易时期通风系统网络图图9-2-3通风困难时期通风系统立体示意图图9-2-4通风困难时期通风系统网络图9.2.2 各用风地点的用风量和矿井总用风量1）按井人同时工作人数计算（9-1）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和配风不均匀等因素，一般可取；已知=400人，=1.25，可得：=44001.25=2000 m3/min2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：（9-2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ；矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min；矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿井取1.151.2，压入式矿井取1.251.3。（1）采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。 按瓦斯涌出量计算：（9-3）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知本矿井13-1#煤层抽采前瓦斯绝对涌出量=58.71 m3/min，抽采后瓦斯绝对涌出量=14.68 m3/min，=1.5，可得：Qai=10014.681.5=2202 m3/min按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-2-1的要求：长壁工作面实际需要风量，按下式计算：（9-4）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=2.4 m/s，=13.2 m2，可得：=602.413.2=1900.8 m3/min表9-2-1 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速/ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量；=4（9-5）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=79，可得：=479=316 m3/min取三者中最大值2202 m3/min。 按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算Qai0.2560Sai（9-6）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量Qai；Qai460Sai（9-7）已知=13.2 m2，=2202 m3/min，可得：198 m3/min3168 m3/min由风速验算可知，=2202 m3/min符合风速要求。（2）掘进工作面风量计算，应按矿井各个掘进工作面实际需要风量的总和计算：煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。 瓦斯（二氧化碳）涌出量计算（9-8）式中：按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量，m3/min；第i个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。已知本矿井13-1#煤层抽采后掘进面瓦斯绝对涌出量qbi=5.5 m3/min，=1.5，可得：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（9-9）式中：按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=825 m3/min按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：式中掘进工作面巷道过风断面积，取15m2。则：岩巷掘进工作面的风量应满足：135Qbi3600煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：225Qbi3600由风速验算可知，=825 m3/min，满足风速要求。（3）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，带区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。（4）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算（9-10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3；已知=5.5 m3/min，=1.2，可得；=1335.51.2=877.8 m3/min（5）矿井总风量计算矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。由式9-1可得，通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：困难时期：两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5922.27 m3/min，通风困难时期为6871.02 m3/min。9.2.3 风量分配及风速验算配风的原则和方法：根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%：综=22021.15=2532.3 m3/min2）煤巷掘进工作面：掘进=8251.15=948.75 m3/min3）岩石大巷掘进面：Q掘=8251.15=948.75 m3/min4）绞车房和变电所：Q绞=2701.15=161 m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.15=172.5 m3/min6）火药库：Q火=1301.15=149.5 m3/min7）其它巷道：Q其它=877.81.15=1009.47 m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-2-2，井巷风速验算结果见表9-2-3。表9-2-2 各巷道允许的风速值序号井 巷 名 称允许风速/ms-1最低最高1无提升设备的风井和风硐152升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运输大巷85输送机巷道，带区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-2-3 井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3min-1有效断面积/m2巷道风速/ms-1风速验算副井井筒5922.2740.712.428 符合井底车场轨道大巷4510.314.25.298 符合续表9-2-3东翼轨道大巷4510.314.25.298 符合进风行人斜巷及联络石门4510.314.25.298 符合带区集中轨道平巷2532.314.22.978 符合分带轨道斜巷2532.3152.816 符合综采工作面220213.22.784 符合分带运输斜巷2532.3152.816 符合底板瓦斯抽排巷2532.3152.816 符合东翼回风大巷5922.2715.76.298 符合东翼风井5922.2740.712.4215 符合9.2.4 通风构筑物为了保证矿井通风系统风流的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制风流的流动和风量的大小，矿井内设置的主要构筑物如下：（1）风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧，阻止新鲜风流进入回风流中的一组构筑物。（2）风窗：设置在带区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.3 矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.3.1 计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.2 矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风易时期的最大阻力路线：地面副井井底车场东翼轨道大巷进风行人斜巷集中轨道平巷分带轨道斜巷采煤工作面分带运输斜巷底板瓦斯抽排巷东翼回风大巷东翼风井地面通风困难时期的最大阻力路线：地面副井井底车场东翼轨道大巷南翼轨道大巷进风行人斜巷集中轨道平巷分带轨道斜巷采煤工作面分带运输斜巷底板瓦斯抽排巷南翼回风大巷东翼回风大巷东翼风井地面9.3.3 矿井通风阻力计算井下多数风流属于完全紊流状态，故（9-11）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为(m3/s)，则=/，代入上式，得：（9-12）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即：（9-13）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 （9-14）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为：（9-15）（9-16）式中：1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。表9-3-1 通风容易时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式104长度/m断面/周长/m风量阻力风速/mmin-1/Pa/ms-11副井井筒混凝土喷浆40090640.7140.695922.2721.2932.422井底车场锚喷6027814.214.44510.347.4035.293东翼轨道大巷锚喷6063014.214.44510.3107.4235.294进风行人斜巷锚喷68154.114.214.44510.329.7795.295带区集中平巷锚喷95138.614.214.42532.311.7952.976分带轨道斜巷锚喷9566.315162532.35.3192.819综采工作面液压支架33021013.216220264.9332.7811分带运输斜巷锚喷95134715162532.3108.062.8112底板瓦斯抽排巷锚喷80137415162532.392.8222.8113东翼回风大巷锚喷80257515.715.15922.27783.1036.2914风井混凝土喷浆3091840.7128.265922.2711.2382.42通风阻力总计/Pa1539.8表9-3-2 通风困难时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式104长度/m断面/m2周长/m风量阻力风速/m3min-1/Pa/ms-11副井井筒混凝土喷浆40090640.7140.696871.02286.632.812井底车场锚喷6027814.214.45459.0569.4426.413东翼轨道大巷锚喷6052614.214.45459.05131.3916.414南翼轨道大巷锚喷6096114.214.45459.05240.0516.415进风行人斜巷锚喷6820014.214.45459.0556.626.416带区集中平巷锚喷9515014.214.42532.312.7662.979分带轨道斜巷锚喷953015162532.32.4072.8111综采工作面液压支架33021013.216220264.9332.7812分带运输斜巷锚喷95150215162532.3120.4952.8113底板瓦斯抽排巷锚喷80148015162532.399.9832.8114南翼回风大巷锚喷8099615.715.15459.05257.3715.815东翼回风大巷锚喷80287815.715.16871.021178.157.2916风井混凝土喷浆3091840.7128.266871.0215.132.81通风阻力总计/Pa2915.67结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：总等积孔：=1.1917/=2.98 m2困难时期：总风阻为：总等积孔：= 1.1917/=2.54 m2通风容易时期和通风困难时期的总风阻和等积孔见表9-3-3：表9-3-3 矿井等积孔容易时期困难时期总风阻/0.160.22等积孔/m22.982.54表9-3-4 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿困难1 m2中阻力矿中等12 m2小阻力矿容易2 m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.4 选择矿井通风设备9.4.1 选择主要通风机的基本原则根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用通风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。9.4.2 通风机风压的确定1）自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。（1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH（9-17）式中：进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-4-1；H井筒深度，m。表9-4-1空气平均密度项目进风井筒/kgm-3出风井筒/kgm-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=906 m风井深度：Z风井=918 m高差： Z高差=918-906=12 m冬季空气密度取：进=1.28 kg/m3，出=1.20 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.26 kg/m3冬季自然风压：hna=进gZ副井+平均gZ高差-风井gZ风井（9-18）原式=1.289.8906+1.269.812-1.249.8918=61.52 Pa夏季空气密度取：进=1.20 kg/m3，出=1.24 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.22 kg/m3夏季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-风井gZ风井（9-19）=1.209.8906+1.229.812-1.249.8918=-357.5 Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为61.52 Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-357.5 Pa。2）主要通风机工作风压（1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压：（9-20）式中：通风容易时期主要通风机静风压，Pa；表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；表示容易时期帮助通风的自然风压，=61.52；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：=1354.55-61.52+50 =1389.03 Pa（2）通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压：（9-21）式中：通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；表示困难时期反对通风的自然风压，=357.5；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：=2373.48357.550=2780.98 Pa（3）主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：（9-22）式中：实际风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。容易时期：=1.055922.27/60=103.6 m3/s困难时期：=1.056871.02/60=120.2 m3/s9.4.3 主要通风机工况点以同样的比例把矿井总风阻曲线绘制于通风机个体特性曲线图中，则风阻曲线与风压曲线交于点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量，和风压的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通风机运转特性曲线中选择一条合适的特性曲线，所选的这条特性曲线，表明了它所属的主要通风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度等。这就是选择主要通风机的方法。作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：（9-23）困难时期：（9-24）则主要通风机工作参数见下表：表9-4-2 主要通风机工作参数一览表项 目容易时期困难时期风量/m3s-1风压/Pa风阻/Ns2m-8风量/m3s-1风压/Pa风阻/Ns2m-8数值103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线在选择通风机的时候，工况点要在通风机的合理工作范围内，轴流式通风机的合理工作范围如下：上限：应在“驼峰”右侧，实际应用的最大风压值的0.9倍以下。下限：通风机的运转效率，不得低于0.6。左限：叶片安装角的最小值，对一级叶轮为10，二级叶轮为15。右限：叶片安装角的最大值，对一级叶轮为40，二级叶轮为45。根据以上原则及表9-4-2中的风机工况点选择东西两翼风机为：FBCDZ-8-NO.24B型的对旋式轴流风机根据FBCDZ-8-NO.24B型的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-4-3。表9-4-3主要通风机工况点型号时期叶片安装角/转速 /rmin-1风压 /Pa风量 /m3s-1效率/%输入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困难55/4774029101230.80443图9-4-1风机特性曲线9.4.5 电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=216/443=0.490.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机。电动机的输出功率：(9-25）式中：电动机的输出功率，kW；通风机的输入功率，kW；电动机容量备用系数，取1.15；电动机效率，取0.90；容易时期：=2161.15/0.90=276 kW困难时期：=4431.15/0.90=566.1 kW根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为JR157-8和JR1512-8的异步电动机，其详细参数见表9-4-4。表9-4-4电动机参数时期型号功率/kW电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数容易JR157-8320600036.573590.50.83困难JR1512-857060006873592.50.859.5 安全灾害的预防措施9.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.5.2 预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.5.3 防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。接近水淹或可能积水的井巷、采空区或小煤矿时；接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；打开隔离煤柱放水时；接近有出水可能的钻孔时；接近有水或稀泥的灌泥区时；底板原始导水裂隙有透水危险时；接近其它可能出水地区时。10 矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m4.04煤层倾角25（平均3）5（1）矿井工业储量Mt113.12（2）矿井可采储量Mt53.096 （1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班2班半7 （1）矿井年生产能力Mt/a0.9 （2）矿井日生产能力t/d2727.38矿井服务年限a42.19矿井第一水平服务年限a42.110井田走向长度m6900井田倾斜长度m290011瓦斯等级高瓦斯相对涌出量m3/t10.9412（1）矿井正常涌水量m3/h342（2）矿井最大涌水量m3/h46213通风方式两翼对角式14开拓方式立井单水平15一水平标高m-87016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m1320续表10-118（1）移交时井巷工程量m12000（2）达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个320大巷运输方式机车牵引固定矿车21矿车类型固定矿车和自制平板车22电机车类型台数蓄电池电机车3台23设计煤层采煤方法综采一次采全高24（1）工作面长度m150（2）工作面推进度m/月120（3）工作面坑木消耗量m 3/千t0.6参考文献1 杜计平.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20082 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2003 3 林在康，左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：中国矿业大学出版社，20024 林在康，李希海.采矿工程专业毕业设计手册. 徐州：中国矿业大学出版社，20085 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高. 徐州：中国矿业大学出版社，20056 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，20037 王德明.矿井通风与安全. 徐州：中国矿业大学出版社，20078 杨梦达.煤矿地质学. 北京：煤炭工业出版社，20009 .中国煤炭建设协会煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，200615 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州：中国矿业大学出版社，200516 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：中国矿业大学出版社，200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：中国矿业大学出版社，199218 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This article, on the trackless rubber_tyred car at home and abroad and the application of introduction, analyses the trackless of means of transport advantage and existing problems and prospects the development trend of the trackless transportation equipment.KEY WORDS: Trackless transport equipment; Performance;Using the present situation; Development trend1 矿井辅助运输1.1 矿井辅助运输在煤矿行业，煤炭运输称为主运输，人员、设备、材料以及矸石运输称为辅助运输。也就是指除煤炭运输之外的各种运输，主要包括：把工作面采掘下来的矸石运到地面；把支架、设备、材料及充填材料从地面运到工作面，待修理(或待回收)的支架、设备从工作面运到地面以及部分材料、设备在井下周转使用；此外，还包括人员从地面(或井底)运送到工作地点或从工作面运送到地面(或井底)。随着地下开采规模的不断扩大和工作面长度的增加，运输上、下井的材料、设备和人员增多，运输在整个工作时间中所占比例也在增大，相对开采时间减少。特别是综采综掘技术的飞速发展，采掘工作面大量应用了重型设备，生产效率高，对辅助运输提出了较高要求。因此如何使矿井的辅助运输装备水平同重型、大功率及高产高效的综采综掘设备装备水平相适应，如何保证高产高效工作面连续生产，就成了非常重要而又亟待解决的问题。2.2 矿井辅助运输的现状根据井田煤层赋存条件和矿井开拓特点，国内外的各种辅助运输主要分为以下几种形式：小绞车，电机车，单轨吊，卡轨车，卡轨胶套轮车，齿轨车，齿轨胶套轮车，无轨胶轮车等。现在矿井开采巷道多为煤巷布置，上(下)山巷道居多，巷道起伏多，坡度大。这就使沿底板或煤层巷道出现了线路起伏变化的现象，限制了普通架线电机车的使用。若采用绞车接力提升，则有些地方倾角不具备矿车下放条件，而且绞车提升系统复杂，摘挂钩频繁，自动化程度低，设备台数多，给管理带来很大困难，系统效率很难提高。另外，提升绞车由于防爆和空间限制，井下的大功率绞车发展很难。单轨吊运输容易受采动影响，支架发生变形，巷道的维护成本增加，另外单轨吊运行的最大速度一般不超过2 m/s，运送液压支架时速度更慢，一般为0.7 m/s，因此效率低，难以推广。卡轨车与单轨吊相比，速度高，运载单重大；与普通绞车牵引相比，运输距离长，安全性好，不易掉道，可适应倾角20以下的倾斜巷道(柴油机卡轨车适应巷道倾角8以下，加齿轨时可达1819)。但卡轨车检修维护量大，运营费用高，尤其当巷道压力大，有底鼓时不宜使用。齿轨车可根据巷道坡度变化情况，采用粘着牵引或齿轨牵引，两种方式互相转换，灵活方便。载重能力大，可运送液压支架。但需要长距离铺设齿轨，不仅费用高，维护难，而且机车在齿轨上运行速度很慢；由于起伏多，难免积水，齿轨车在泥泞条件下齿条啮合运行困难；齿轨车只能到工作面附近，工作面各种大型设备、器材，经常用的大宗材料仍需转运到工作面，耗费大量人力、时间和设备。无轨胶轮车克服了上述各种形式的缺点，能够快速直达运输。无轨胶轮车运输线路简捷，系统简单，转载环节少，效率高，适应性强。但无轨胶轮车也存在一定的问题和局限性，这在以后的生产中可以逐渐得到解决。近年来，我国煤矿开采技术有了很大的发展，采掘机械化已接近世界先进水平，无论是矿山总产还是工作面单产，都与采煤技术先进国家不相上下，工作面回采率与英国、德国等高产综采工作面也基本相当。然而，我国的矿山全员效率却依然很低，只相当于国外同规模矿山的1/5，究其原因，辅助运输设备落后时一个重要因素。我国煤矿无轨辅助运输机械化起步较晚，大部分煤矿的辅助运输系统仍然相当落后，基本上仍停留在20世纪五六十年代水平，很多还在延用无极绳、小绞车、小蓄电池机车等多段分散的传统辅助运输方式。这种传统的运输方式存在着“三多一低”的问题，即运输环节多、用人多、事故多和运输效率低。由地下车场至采区工作面，需经多次中转编列，一条顺槽就需设置多台调度绞车，占用大量的设备和劳力。据统计，我国煤矿辅助运输人员约占井下职工总数的1/3以上，有些矿甚至达到50%。如综采工作面搬家，国外一般仅需12周即可完成，用工200500人。而我国煤矿使用传统方式需要2545天。而我国煤矿使用传统方式需要5000人以上，用工量相当于先进国家的十几倍。这种状况与我国煤矿生产中的综采综掘等现代化系统很不相称，它已经成为我国煤炭生产的一个薄弱环节，严重制约了我国煤炭生产的发展。因此，加快实现我国煤矿地下辅助运输设备现代化是我国煤矿工业乃至机械工业所面临的一项重要任务2 无轨胶轮车概述作为现代物料搬运工具，运输车在现代化工业生产中占据极其重要的地位。防爆无轨胶轮车是现代物料运输设备的一种，主要应用于煤矿行业。防爆无轨胶轮运输车在矿用辅助运输中占据非常重要的地位。随着市场需求的不断增大，近年来，我国煤炭年产量逐年提高。然而我国矿用辅助运输采用机械化的设备起步很晚，自从上世纪八十年代某些煤矿才开始引进矿用机械辅助运输设备，导致我国矿用机械化运输水平与世界上其他先进国家有着较大的差距，这对我国煤炭工业快速向前发展产生了不可忽略的制约作用。防爆无轨胶轮运输车的发展水平决定了我国煤矿行业的发展前景，而煤矿业的发展速度在一定程度上影响着一个国家的经济发展水平，因此对防爆无轨胶轮车的研究亟不可待。2.1 性能特点无轨胶轮车一般采用铰接车身，前部为牵引车，后部为承载车。可在很小曲率半径（36米左右）转弯，机身较低，一般不超过1.5米，矮的不超过1米，使用重型充气或泡沫塑料轮胎，有可靠地制动系统，可载重爬坡1216。行驶速度上，蓄电池一般不超过2.5 m/s，柴油机最大可达46 m/s，重型无轨胶轮车可整体运输1827t的液压支架，轻型的可运材料或人员，最多一车可运2540人。无轨胶轮车具有运输效率高、适用范围广、机动灵活、牵引力大、爬坡能力强、适用性好、安全性好以及可以完成直达运输等特点，与传统轨道运输系统相比，辅助人员可减少70%，效率可提高5倍以上。这种车一般采用铰接车身，运行机动灵活，拆卸方便，运行速度快，爬坡能力强，可以整体运输液压支架，工作面的快速搬家，也可实现从地面直至工作面不经转载的直达运输。无轨胶轮车可一机多用，利用快速更换装置，司机位在12分钟内即可迅速更换各种用途的工作机构，这种机构已有40多种模式可供选择。2.2 无轨胶轮机车的分类无轨胶轮机车按用途来分，有运输类车辆和铲运类车辆。运输类车辆主要完成远距离的人员、材料和中小型设备的运输，它主要包括运人车、多用途运货车和客货两用车，这类车辆占无轨胶轮机车的75%；铲运类车辆主要完成材料和设备的装卸、支架和大型设备的铲装运输，它包括铲斗和铲叉多用式装载和铲板式支架搬运车，这类车辆占无轨胶轮车的25%。按动力装置分，有柴油机无轨胶轮机车、蓄电池无轨胶轮机车和拖曳电缆无轨胶轮机车，它们多占无轨胶轮机车的比例分别为85%、10%和5%。2.3 适用条件（1）地质条件无轨胶轮车运输不仅适用于水平煤层和赋存较浅、倾角8以下的近水平煤层以及15以下缓倾斜煤层矿井中，也适用于顶板和底板条件均较好的立井开拓方式的矿井。（2）巷道断面基本尺寸无轨胶轮车运输最好采用采用矩形断面巷道。巷道最小宽度应以多功能车和支架搬运车的宽度为准，每侧最小加宽300 mm；巷道宽度一般为4.55.5 m。巷道最小高度应以支架搬运车的高度为准，再加高300 mm；巷道高度一般3.2 m。巷道转弯半径710 m。（3）巷道坡度无轨胶轮车适宜的运行坡度应在6以下，横向坡度35；以6坡运行的最大连续坡长在1200 m以下，局部纵向最大坡度14。如果巷道壁板坚硬、光滑而又淋水时，则还应降低使用坡度。（4）巷道底板无轨胶轮车对巷道底板的硬度和不平度都有较高的要求。无轨辅助运输车对巷道底板的压强较大，一般为0.250.7 MPa，所以对底板质量要求较高，不适合在软岩底板及巷道涌水量较大的环境下使用，最好是砂岩或砂质页岩等较完整的底板条件。前苏联规定，巷道底板岩石坚硬度普氏系数f4，黏着系数0.35.辅助运输大巷和综采工作面搬家通道最好采用C18以上的混凝土来硬化路面，并沿底板开掘并修排水沟和集水坑。其他巷道若底板较软或破碎时，则需铲平清理，加垫板或铺设砂卵石，路面平整度应在150 mm以内。（5）井下空气和配风无轨胶轮车运行的煤矿井下应有足够的通风量，其环境空气成分应符合煤矿安全规程中第100条的规定。行驶车辆的巷道，应按同时运行的最多车辆增加巷道配风，配风量应不小于4 m3/minkW.（6）硐室运行无轨胶轮车的煤矿井下应配置井下应配置人员躲避硐室、检修硐室和加油硐室等。行驶车辆的巷道中每隔300 m应设置一个人员躲避硐室。井下应设置检修硐室，长度30 m、宽度10 m，高度4 m（天车以下高度），断面成矩形。检修硐室不应有滴水，应配备静压水、压风管道和独立的通风系统，其地面应平整，并设检修地沟，地沟中心应设集中坑。井下应设置加油硐室，长度、宽度一般10 m、高度4 m，应设置足够数量的灭火器材。2.3 无轨胶轮车代表车型2.3.1 国产型号20世纪80年代以前，国内无轨辅助运输研究还是空白，直至90年代初才开始引进无轨胶轮辅运设备，在实际使用中，对提高辅助运输和矿井全员生产效率效果十分明显。乘此良机，国内的科研制造单位和大型局矿共同合作，在消化吸收国外先进技术的基础上，根据国内煤矿的生产实际，开始开发实用性强、成本低廉的无轨辅助运输设备。煤炭科学研究总院太原分院从1992年开始，先后研制和开发了两大类型8种无轨辅助运输车辆，如：TY6/20 FB型井下防爆低污染客货两用胶轮车；TY 3061 FB型汽车改装型自卸胶轮车；W 8型井下悬挂式胶轮车等。兖州煤矿集团常州科研所在2000年研制出了2台WCQ3型轻型载货胶轮车，2002年改型研制出了2台3 t级载货胶轮车，同年又开始进行汽车改装型胶轮车的研制。国内生产无轨辅运车辆的单位及主要产品见表1。在引进国外先进的无轨胶轮车的同时，具有独立知识产权、我国自主开发的多种无轨辅助运输车辆也已少量投入到煤矿生产建设中，运人、运货和客货国内生产的无轨辅助运输车辆使用情况见表2。两用运输车辆已经能够适应各种条件的矿井需要，可以与国外同类产品相媲美。表1国内无轨辅运车辆主要生产单位及产品型号性能参数WqC2J双排及单排加长型WCQ-3铰接式WqC3J单排平板及自卸型WqC4J单排平板及自卸型WrC20/2J单排平板封闭客箱动力形式柴油机柴油机柴油机柴油机柴油机型号1104c-44FBFB40151006-6FB1006-6FB1006-6FB功率/Kw4850656565启动方式气压式电启动气压式气压式气压式传动方式机械机械机械机械机械驱动方式后双轮驱动四轮驱动后双轮驱动后双轮驱动后双轮驱动车架偏移式铰接式偏移式偏移式偏移式最大速度(km/h)3030303030最小离地间隙/mm185215220220220最小转弯半径（内/外）/mm/60003500/6000-/7500-/7500-/7500最大爬坡能力/纵15横7综14横7纵15横7纵15横7纵15横7载重量/t233420人机长/mm4850/6110612556806075/58006065机宽/mm18801900195020761950机高/mm21401800219021802100整机质量（空载）/t350070004050/41504150/41204620国别太原分院常州科试太原分院太原分院太原分院表1（续） 国内无轨辅运车辆主要生产单位及产品型号性能参数WC5前后铰接自卸式TY6/20FB前后铰接U形框架式WC8型前后铰接自卸式WC2顺槽车WC40Y前后铰接U形框架式动力形式柴油机柴油机柴油机柴油机柴油机型号1006-6FB1006-6FB6121FB1104c-44FB6121FB涡轮增压功率/Kw65658548170启动方式气压式气压式气压式气压式气压式传动方式液力-机械液力-机械液力-机械液压-机械液力-机械驱动方式42前轮驱动42前轮驱动43前轮驱动66全轮驱动64后轮驱动车架铰接式铰接式铰接式原地滑移转向铰接式最大速度(km/h)3030301424最小离地间隙/mm275270330172310最小转弯半径（内/外）/mm2845/5466-/61003800/6350-/23502580/6770最大爬坡能力/纵15横7.5纵15横7.5纵15横7.51212载重量/t58820004机长/mm70608280780046507715机宽/mm20252542237017002320机高/mm16851660185019751750整机质量（空载）/t83501120012250680024270国别太原分院太原分院太原分院太原分院太原分院表2国内生产的无轨辅助运输车辆使用情况研制单位产品名称使用矿井煤炭科学研究总院太原分院TY6/20 FB型井下防爆低污染中型客货车神东活鸡兔矿3台TY7 FB型井下防爆低污染自卸胶轮车兖矿济三煤矿2台W 8型井下防爆低污染悬挂式胶轮车兖矿济三煤矿4台TY3061 FB型井下防爆低污染轻型自卸胶轮车神东补连塔矿WC 2.5型井下防爆低污染轻型胶轮车晋城寺河矿2台WqC 3 J轻型防爆胶轮车神东孙家沟矿2台WqC 4 J轻型防爆胶轮车晋城寺河矿WqC15J轻型防爆胶轮车神东康家滩矿2台兖矿集团常州科研所WCQ3轻型载货胶轮车兖矿济三矿2台改型3 t级载重胶轮车兖矿济三矿2台2.3.2 引进型号从1988年开始，英国、澳大利亚、南非和美国等国的6个公司的无轨辅助运输胶轮车陆续进入我国市场。1988年、1992年大同煤矿集团先后引进了20 t级和25 t级支架搬运车各1台。1994年潞安矿业集团公司漳村矿引进了EIMCO 880型胶轮车4台。1993年至今，神华集团神东矿区、兖矿集团济三矿、晋城寺河矿先后成套引进了4个国家的共计15个以上品种的胶轮车，主要有客货两用车、多功能铲运车、支架搬运车、工具车等车型。据统计，到目前为止，大约有110台的柴油机、蓄电池无轨胶轮车进入我国市场。表3引进的主要无轨胶轮车型号及基本参数型号性能参数支架搬运车人车工具车EIMCO 912XLSC-350PLADVT-630EIMCO3 30座MYNE.TAXI4BIRD动力形式柴油机柴油机蓄电池柴油机柴油机柴油机型号Cat 3306Cat 3306MWMD916-4PERKINS1004-4功率/Kw11211237.37448.545启动方式液压式液压式气压式气压式液压式传动方式液力-机械液力-机械液力-机械驱动方式四轮驱动四轮驱动四轮驱动二轮驱动车架铰接式铰接式铰接式铰接式整体式整体式最大速度(km/h)1520.35.8253231最小离地间隙/mm322300-279270最小转弯半径（内/外）/mm2800/57772568/64633700/68002850/54201923/53586100最大爬坡能力/14.514.51514.51515载重量/t2.53.5330人9人1200机长/mm945692009900820058955060机宽/mm212634502400200021801950机高/mm188016801600190017001700整机质量（空载）/t2.622.95-71002900国别英国澳大利亚美国英国澳大利亚南非表3（续）引进的主要无轨胶轮车型号及基本参数型号性能参数客货两用车多功能铲车铲运车MYNE TRUK4MK3-STRONCBIRDMYNE-PET6EIMCO 912EMYNE-LOADERPAUS PFL45S动力形式柴油机柴油机柴油机柴油机柴油机柴油机型号MWMD916-4PERKINS1004-6MWMD916-6Cat3306MWMD916-6Cat3126B功率/Kw88.27411274187启动方式气压式气压式气压式液压式气压式电启动传动方式液力-机械液力-机械液力-机械液力-机械液力-机械液力-机械驱动方式二轮驱动二轮驱动二轮驱动二轮驱动四轮驱动四轮驱动车架铰接式铰接式整体式铰接式铰接式铰接式最大速度-24-18.222最小离地间隙/mm220315220300370360最小转弯半径/mm2350/55405144/8370/80002845/54662510/52103200/6100最大爬坡能力/151515151514.5载重量/t57.56838机长/mm878282187044841077159400机宽/mm230025332200170023202260机高/mm170020001644176817501900整机质/t8000104609675-1124522000国别澳大利亚南非澳大利亚英国澳大利亚德国4 无轨胶轮车与其他辅助运输设备的比较4.1 无轨运输与轨道运输的比较与有轨辅助运输相比，无轨辅助运输主要有以下几方面的优势：（1）可实现直达运输，中间无需转载，从而大为简化了辅助运输系统，显著减少了辅助运输的井下工作人员。据国内近几年一些菜用传统辅助运输方式的大中型煤矿统计，从事辅助运输的工人约占井下全部辅助工人总数的50%70%，平均日产万吨原煤约需8001200人。而德国威斯特伐伦煤矿日产1.5 t原煤，用于辅助运输的人与那不到100人，折合日产万吨仅为70人。劳动成本下降，安全性大大的提高。（2）可实现一机多用，可实现集铲装、运输、卸载功能于一体，尤其在倒面搬家时，对工作面设备的搬迁安装能做到拆除、铲装、运输、自卸并调整安装就位一条龙完成，大大提高了生产效率。例如一套重型综采设备的搬家，用传统的绞车、葫芦等办法，拆、运、装总工作量高达40006000工，一般安排4060天甚至更长。而美国吉姆沃尔特煤矿7#矿井一工作面搬家时，用二台支架搬运车，共147架的自重20多吨的液压支架，在5天时间里，拆、运、搬、装全部工序完毕。我国神东集团榆家梁煤矿综采面搬家倒面也仅用9天时间，大柳塔矿从井口到工作面开切眼7 km运距，重达4000 t的综采设备和其他物资仅用18天就全部运送、安装到位。（3）机动灵活、操作简单、安全性高，特别适合于沿煤层开采的多分支巷道辅助运输，减少了中间转载环节，摘钩倒车甚至人推肩扛等，最大程度上减少事故的高发环节。总之，无轨胶轮运输设备确实为当前最为先进的辅助运输方式，从源头上克服了传统辅助运输方式存在的用人多、占用设备多、效率低、费用高、安全性差等弊端，为高产、高效矿井生产提供了强有力的运输保障。4.2 无轨胶轮车，与其他无轨运输设备的比较无轨胶轮车的优点是灵活、高效、省人、省钱和安全。下面以大柳塔矿为例， 结合神东公司在选择辅助运输方式、设备时，对单轨吊、卡轨车、齿轨车等几种无轨辅助运输方式的比较，具体说明无轨胶轮车与其他无轨运输设备相比较具有的优越性。大柳塔矿从国外共引进了13台无轨胶轮车，分别是澳大利亚多米诺公司的客货两用车6台（载人17座，载重51吨）、多功能车1台（铲斗容积1.75 m，叉车重量3 t，车速18 km/h）、英国艾姆科公司的支架搬运车2台（载重25 t，车速15 km/h，爬坡能力14.5），大型人车2台（30座，车速15 km/h，爬坡15）。该矿无轨胶轮车对只有34人，但却负责使用和维修无轨胶轮车13台，并兼管地面运输车辆13台（五十铃车）。从神东的实践证明，无轨胶轮车比其他无轨辅助运输具有以下优点。（1）用人少。由于无轨胶轮车从地面车库到采掘工作面无需任何转载环节，而且运量大、车速快，因此可节省大量的辅助运输工人。据神华公司测算，用单轨吊方案该矿需用约360人，卡轨齿轨车方案需用280人，而用无轨胶轮车方案只需上述两种方案用人的1/101/8。（2）效率高。无轨胶轮车比其他辅助运输方法的效率要高出好几倍。以综采工作面设备运输安装为例，大柳塔矿201高产高效工作面设备总重约4000 t，从井口到工作面的距离为7.5 km。如果采用其他运输方式，由于运输转载环节多，支架又需要多台绞车就位安装，因此一般需要4560天时间，50006000个工日。而采用支架搬运车，除了可以自装自卸和运行速度高外，设备和支架运到工作面还可直接安装就位。整个工作面综采设备的搬运与安装只用了18天，用人不到1000个工日，节省了大量工时。矿井投产后，支架搬运车可以减少搬家刀面时停产天数，增加采煤时间，具有更大的经济效益。（3）运营费用很低：据调查，其他辅助系统的运营费用大约占吨煤成本15%25%左右，在1020元之间。而无轨胶轮车在大柳塔的辅助运输费用，吨煤成本仅为4元左右，大大低于其他辅助运输系统。（4）安全状况好。由于无轨胶轮车性能良好，机动灵活，操作简易，装卸方便，因此可大大减轻工人的劳动强度，并显著地改善辅助运输的安全状况。煤矿的辅助运输系统是煤矿的第三大事故来源，而采用无轨胶轮车后其面貌就会大为改观。5 无轨胶轮车的运用现状5.1 国内无轨胶轮车的运用5.1.1 神东公司的运用情况1994年以来，神东分公司先后引进了多种类型的辅助运输无轨胶轮车，可实现从井上到工作面辅助运输一条龙服务，不再倒装倒运，在生产上取得了很好的成效。神东分公司的井工煤矿，各种防爆无轨胶轮车926辆，主要使用的是进口重型特种无轨胶轮车以及太原煤科院、常州科试中心厂家试制的防爆无轨胶轮车，有既可运送货物、也可运送人员的客货胶轮车等，无轨胶轮车作为矿井辅助运输设备在神东矿区使用较早，由于无轨胶轮车不需铺设轨道，具有运输机动灵活，及时快速，具有较大的爬坡能力，安全高效，可实现从地面直至工作面不经转载的直达运输。无轨胶轮车最为突出的特点是可整体运送和安装支架，做到拆除、铲装、运输、卸载和调整就位，一个机车即可完成。既减轻了工人的劳动强度，又大幅度提高了生产效率和安全性。综采工作面搬迁时，用传统的轨道运输方式，拆、装、运需用40006000个工，大约4060 d，而采用无轨支架搬运车仅需一周时间，最短时间是3.1 d(运输总重量达5500 t)。神东公司是我国目前使用无轨胶轮车最多的矿区。辅助运输实现无轨胶轮化后大大地降低了工人的劳动强度，极大地提高了矿井的生产能力和运输效率。(1)材料的运输井下所需各种材料，按照材料的形状，一般要求集装化运输，对于小型的或一次需用量较少的散装材料，一般利用WqC3J(A)胶轮车运输，如采掘工作面用的锚杆、网子、水泥、沙子、木材、管材以及所用工具等。该车一次运量可达3 t，能够满足井下各工作地点日常材料的供应。对于一些用量大、体积大的材料运输，用WC5、W8车来完成，WC5型车一次所载货物可达5 t；W8型车一次所载货物可达8 t。(2)设备的运输对于重3t以下综采工作面顺槽中所需运输的物料及小型设备，且外形尺寸不超过5250 mm18mm2000 mm，均可利用WC2顺槽车或轻型车直接运输，解决我国煤矿长期以来顺槽中物料及小型设备运输的困难，减轻了工人的劳动强度。对于特重型设备，比如采煤机，可以利用CJB-100型采煤机搬运车从地面到工作地点的直达运输。按照胶轮车的载重能力，40t以下的支架或设备均可用WCAOY框架式支架搬运车和WC25型铲板式支架搬运车运输，极大地节省了矿井搬家倒面的时间。（3）人员的运输工人在上下班的过程中把大量体力和时间消耗在路途中，这种损失是无形的。随着井型和开拓范围的不断扩大，运输距离越来越长，这个问题会更加突出。用W-20/2J型防爆胶轮车运输人员，配置20人座的乘人车厢，实测运人平均时速20km，乘车站设在等候室，既可以增加人员的安全性和舒适性，又可以提高工人的工作效率。用胶轮车运送人员不仅避免工人远距离行走消耗体力，而且速度快、舒适性高，减少了现场交接班时间，同时也提高了工人上班时的工作效率。5.1.2 济三矿的运用情况兖矿集团济三煤矿现有无轨胶轮运输车辆28台，其中进口车辆18台，国产车辆10台。随着济三煤矿生产能力的大幅度跃升，辅助运输任务日益繁重，无轨胶轮车的需求量也大大增加，第一批国外进口的15台胶轮车已远远不能满足生产的需要，作为矿井无轨辅助运输系统的接续设备，国产胶轮车在济三煤矿应用的成功与否对矿井的生产起着至关重要的作用。现在济三矿主要装备国产无轨胶轮车。表4 济三矿装备的进口无轨胶轮车型号及其基本参数型号EIMC0912X型EIMC0800D-60型MK-3S型DOMINO型功能支架搬运车运输车多用途车多功能铲运车负载能力/t258铲斗1.75m3速度(km/h)15/529.7/18.618/1719.3/18爬坡/14.5/7.514/7.915/7.514.5/14.5转弯半径/m2.8/5.773.85/8.552.5/5.21d=4.65,回转360功率/kw112747445耗油量(L/km)269.611.2455.8台数/台3624产地英国英国澳大利亚澳大利亚(1)880-60D型3 t小型多用途车。英国EIMCO公司生产，负载能力3 t，功率45 kw，装载后可直接进出副井大罐笼，实现提升、运输一条龙直达运输方式。当在井下需要运人时，可换上12人座车厢用作人员运输和急救。为了满足3 t小型车进罐笼的需要，在副井井口与井底设计了臂长为2.3 m的大摇台，既适合有轨也适合无轨，为气动操纵。从实际使用看，该车出车率最高。（2）MK-3S型8 t多用途车。澳大利亚Boart-Longyear公司生产，负载能力8t，机头与车厢分开，司机1人，可自行更换各种不同用途的车厢，主要用于人员、材料、设备、矸石等运输以及消防洒水、救护等。由于车体尺寸较大一般不上井，只在井下运输，但车厢可以放在有轨平板车上进罐笼升降；目前常用的车厢有17人座、21人座人车厢。槽形车厢、平板车厢、洒水车厢（罐）等，该车速度快，运输效率高，平时运送人员、大于3t小于8t的集装物料、设备和矸石，在工作面搬家时，能很好的与支架搬运车配合，运送搬家货物。（3）912X型25t重型支架搬运车英国EIMCO公司生产，可搬运25t重型液压支架等大型设备，允许最大负荷力矩46tm，主要用于采掘工作面设备搬迁与安装，从采掘工作面到井底车场之间大于8 t小于25 t的重型设备运输，该车自带拉力为12 t的液压绞车，产办可上下调整高度，就工作面拆除时不仅能将设备拖拽移位，而且能实现自行铲运和运输，在新工作面安装时，可装运来的设备并自卸调整就位，当需要搬运长度很长或重要大于25 t的物料可双车同时搬运，如采煤机地盘长宽高=780014101220 mm，重17 t，就是用2台支架搬运车同时搬运到工作面的。大大减少了转载环节和减轻工人的劳动强度，实现了一机多用和运输的高效率。（4）多功能铲车。澳大利亚Domino公司生产，陪1.75 m铲斗和铲叉，负载能力8 t，装载升举能力3 t，可用于整修道路、装卸载，生产装运及矸石处理等其工作头可快速更换，2台该车出车率不高，其作用和功能尚待进一步发挥济三矿后续陆续采购了国产的无轨胶轮车，主要有以下几种型号：（1）WCQ-3小型运输车。该车是济三矿于1999年月常州科研所联合开发的，2008年8月试制成功，10月份在济三矿投入工业性实验。该车载重3 t，动力系统采用进口防爆低污染柴油发动机，功率73.5 kW，四轮驱动，主要用于惊吓各采掘迎头支护材料和备品备件的运输，它可直接进出副井提升罐笼，实现地面到井下迎头的直达运输。（2）TYTFB运矸车。该车是太原煤科分院针对济三矿部分迎头出矸的需求专门研制开发的7t自卸车，该车车厢容积为3m，最大举升角度为55，轮胎为充气耐切割轮胎，可很到的吸收地面的振动力，是济三矿排矸的主力车型。（3）WCQ-3A型车。该车是2001年常州科研所研制开发的WCQ-3型车的改进，在WCQ-3型车的基础上进行了优化设计，使发动机与传动系统的匹配更加合理，车辆外形尺寸更加紧凑，加装了前后桥减振系统，改善了车辆的操作性和舒适性。（4）W8型悬挂自卸车。该车是太原煤科分院在消化吸收国外同型车辆技术的基础上开发研制的最新车型，该车载重8 t，发动机功率为110.25 kw，前后配有液压悬挂系统，操作性和舒适性大大提高，运行速度快，具有自卸功能，可承担井下人员运送、材料运转、迎头排矸、综采设备运输等多项辅助运输任务5.1.3 寺河矿的运用情况山西晋城无烟煤集团寺河矿于2001年引进了包括人员、设备、材料运输在内的全套无轨胶轮运输设备。包括：人员运输车MT_一16C 型、吊臂车U 一4C型、升降平台车SL_一2型及润滑车UN一2C型等共计9台；铲运机S1 35S型4台；FBL一15型支架牵引车2台；支架搬运车和平板车FBL一40型、CH 一50型各2台。寺河矿是沿煤层开拓的高瓦斯矿井，是国内首家在高瓦斯矿井采用无轨辅助运输的煤矿。在现场，EIMC0912X型、FB卜一40型支架搬运车用于搬运2540 t重型液压支架或其它大型设备，重点为采煤工作面安装、拆除服务。MK一3S型、M个一16C型多用途车在交接班时作为人车运送上下班工人，交接班后更换不同用途车厢为机电、掘进等队组提供输送服务，换上自卸车厢后还可用于矸石运输。800D-60型运输车由于外型尺寸小，可直接进出副井罐笼，所以可实现一次装载后自井上到工作面或工作面至井上的直达输送、机掘服务、运送非集中时间的人员及材料、小型设备等。ST_35S、DOMINO 型多功能铲运车主要用于道路整修，装、运、卸以及协助综采工作面安装与搬迁等。寺河矿使用的设备是世界上最大型的设备，寺河矿引进车辆的最大特点是FBL_40型可以铲装最大为50 t的重量，很好地解决了5.5 m采高支架及2.75 m大滚筒采煤机等大型设备搬运的问题。神东大柳塔矿的平硐无轨胶轮车辅运系统、兖州煤矿集团济三矿的立井无轨胶轮车辅运系统和晋城寺河矿的斜井无轨辅运系统的成功使用，为我国煤矿在各种条件下推广和使用无轨辅助运输设备提供了有益的经验。5.1.4 影响原因从以上事例可以看出，我国煤矿地下无轨辅助运输设备近10年来已有较大的发展。但我们还应该清醒地看到:除上述少数几个矿山外，我国绝大多数煤矿还尚未实现从地面或从地下车场直至采区工作面端头的直达运输。特别是采区的辅助运输机械化程度还相当低，并且多年变化不大，分析原因主要有以下几个方面:（1）20世纪90年代至21世纪初，我国煤炭行业不景气，不少煤矿处于停产半停产状态，有限的资金只能用于采掘支护和煤炭运输设备的购买和维修，很难顾及到辅助运输机械的现代化，繁重的辅助运输只有靠多用人力来解决；（2）国产辅助运输设备还不很完善。产品质量还不稳定，可靠性差，平均无故障时间一般要比国外产品低1倍以上。此外，因为地下煤矿对设备有严格的防爆要求，研制难度大于金属矿设备。因此研制单位少，起步也比金属矿晚，研制的产品不多，因而可供煤矿选择的机型也少；（3）国外引进的产品又存在价格昂贵、备件短缺、维修困难、售后服务跟不上、一般煤矿承受不起的问题。此外，某些进口产品的技术性能也不完全适合我国的煤矿条件；（4）早年投产的一些老矿井，因为巷道断面小、底板起伏大、转弯半径小、支护强度低，而且限制了大型现代化辅助运输设备的应用。有些新建或经过技术改造的矿井，虽然巷道断面加大了，支护情况也有所改善，但受地质条件如底鼓严重、断层多的影响，仍然不能采用新型的无轨辅助运输系统。5.2 国外无轨胶轮车的运用据不完全统计，1998年美国煤矿井下使用了约5000台柴油机胶轮车；英国南威尔士的塔沃矿、发过普罗旺斯的莫兰特矿、德国鲁尔矿区的瓦尔朱姆矿的菲尔德井已大量使用了客货两用、铲运和支架搬运等成套的无轨胶轮化辅助运输设备，使矿井全员效率达到50 t/工以上。到90年代初，国外已有65%以上的煤矿采用了先进的无轨胶轮化辅助运输，在美国、英国、德国、南非、澳大利亚、加拿大这些采煤技术先进的国家，地下无轨辅助运输车辆的应用已经非常广泛。近年来，国外还在不断研制新的煤矿井下无轨运输设备。多用途、重载柴油车和蓄电池胶轮车尚在不断开发和完善中。牵引力除继续采用防爆低污染柴油机外，也有不少机型采用对巷道空气污染小而功率较大的蓄电池组，如美国朗艾道公司生产的10 t级蓄电池铲运车、30t级蓄电池支架搬运胶轮车。美国久益公司最近开发的铰接式运输车，采用240 V的蓄电池，电压相当于原来128 V的两倍，因而能连续工作1012 h。5.3 非煤矿山无轨胶轮车的运用早在上世纪50年代初，北美的金矿开始使用无轨胶轮车，比在煤矿上的使用更早。现在在非煤矿山，无轨胶轮运输设备的运用已十分普遍和广泛。就连目前国外生产煤矿无轨胶轮车的厂家大多数是原金属和非金属矿山车辆制造厂。在原有非煤矿山车辆的低污染技术基础上对车辆进行改进，研制满足煤矿井下防爆和低矮要求的车型。几乎所有的金属矿山都运用无轨胶轮车生产。6 无轨胶轮车的缺陷同任何一种运输方式一样，矿用无轨防爆胶轮车运输也存在一定的不足或问题：6.1 无轨防爆胶轮车故障率高国内目前无轨防爆胶轮车的加工制造处于起步阶段，在设计、制造过程中存在较多缺陷，车辆的整体性能差，故障率高，维护量大；从现场使用情况看，车辆出车率最高到8085 ，一般情况下，出车率只能维持在80左右。6.2 车辆购置费用和运行费用高无轨防爆胶轮车总体价格较高，单台无轨胶轮车的价格大约是3台低污染车的价格；车辆耗油量大，是低污染车的3倍以上；备件费用高，维护成本大，大修费用高(每次的大修约占原购车费用的45左右，每两年大修一次)，车辆运行费用居高不下，每台无轨防爆胶轮车每月的运行费大约2万元，约是低污染车的34倍。6.3 无轨防爆胶轮车设计制造缺陷1)车辆整体结构性差，部分部件相互不匹配，易造成零部件的损坏。2)车辆转向在怠速下较重，转向系统不灵活。3)车辆灯光亮度与发动机转速有关，在下坡和转弯时车辆灯光亮度不足。6.4 油耗大发动机经过防爆后的功率降低20，造成耗油量增大。见表5。表5防爆无轨胶轮车油耗测试表车型行驶里程/km耗油量/L油耗/L（100km）-1备注双排指挥车24.46.32622t平板材料车24.26.72733t自卸车24.46.426.2空载试验1145重载试验5t自卸车24.41978新电启动车车重载24.41874旧车重载试验24.41665.5空载B自卸车24.413.555重载试验24.41249空载6.5 其他问题（1）噪声大，无轨胶轮车产生的噪声已是井下噪声污染的主要来源（2）尾气污染严重，为排除尾气需要较大的风量和巷道断面，井巷工程量增加。（3）防爆低污染柴油机排气栅栏较难清洗；（4）胶轮车轮胎耐磨性能差；（5）缺少大功率、低污染柴油机。7 无轨胶轮车的发展趋势7.1 国产化进程在20世纪80年代初期，我国部分矿区从国外引进了无轨胶轮车设备和技术，使用后取得了显著的经济效益。但长期使用国外的引进设备，存在着设备购置费用昂贵、使用成本高且常因国外配件供货周期较长而造成停运等一系列问题，严重影响了生产的正常进行。这就促使我国加速自行研制无轨胶轮车的进程，从而尽快改变我国煤矿辅助运输的被动、落后局面。我国已从20世纪80年代中期开始研制柴油机无轨胶轮车，但进展不大。直到90年代中期，我国无轨胶轮车的研究开发才有了较大的改观。目前，国内研究无轨胶轮车的企业主要有：煤炭科学研究总院太原分院、常州科研所、辽宁三一重装、河北煤研所等。山西卓里集团致力于小型无轨胶轮车的研究，为中、小型矿井使用无轨胶轮车创造了有利条件。煤炭科学研究总院太原分院从1997年开始研制煤矿井下无轨胶轮车辅助运输设备，经过10余年的发展，已形成井下工程车和汽车防爆改装两大类共21个品种的系列化胶轮车产品，其中借鉴国外防爆胶轮车车型机构并自行研制的胶轮车有：WC40Y型框架式支架搬运，WC25EJ型铲板式支架搬运车，WC10EJ型多功能装载车，WJ4FB 型防爆柴油铲运机，WC2型运输车，WC5、WC5E、WC8型防爆胶轮车；另一部分是利用现有的地面民用运输车辆进行防爆改装后用于煤矿井下，其代表车型有WC2（F）、WC3J、WqC2J、WqC3J（A）、WqC3J（B）、WC3J（B）、WC2R 等材料车和运输车，为我国无轨胶轮车的研究奠定了基础，起到了替代进口车的重要作用。目前，该院正在向系列化方向发展，已生产的近1000余台胶轮车在神东、兖州、晋城、平朔、阳泉、鲁能、大同、平顶山等矿区使用，产品推广到山西、陕西、山东、河南、云南、内蒙古及宁夏7个产煤省区的近30个大中型现代化矿井。虽然我国的无轨胶轮车有了一定的发展，但还远远不能满足煤矿各种条件下辅助运输的需要。对于中小型矿井来说，因其经济能力有限，购买庞大的胶轮车设备不仅费用高，而且对井下巷道的规格要求较高，导致掘进和维修费用也高，是这类矿井所不能承受的。因此，山西卓里集团针对中小型矿井对一般地面民用运输小型车辆进行了防爆改装，用于井下无轨运输，解决了中小型矿井使用无轨胶轮车普遍存在的问题。其代表车型有：7YP1450D矿用工程车、7Y1150DA4三轮汽车、7Y1150DA3超低矿用运输车、WyC13（18）/150（250）S-Z型煤矿用防爆四轮运输车、WyC12/50X型煤矿用防爆三轮运输车、WC1.4J型煤矿防爆四轮无轨牵引车、ZL05FB型和ZL16FB型矿用防爆轮式装载机。随着我国科研技术力量的不断壮大，国产无轨胶轮车研制技术逐步走向成熟，但同世界先进国家相比，差距还很大，需要在辅助运输领域紧跟国际先进技术发展的步伐，并加快研发有独立知识产权的技术和各种车型，为我国矿井辅助运输机械化的更新换代提供可靠的多方面、多层次的技术支持。在引进国外先进产品以后，应尽快使这些产品国产化，并大量推广使用，以便降低成本。近几年我国煤炭科研院所、高校等矿业机械研究人士、学者越来越注重这种灵活、高效的辅助运输设备，从表6及图1可以看出，发表的论文、申请的专利从无到有，逐年增加，无疑极大的促进了无轨胶轮车的国产化进程。表6我国近几年无轨胶轮车的研究状况无轨胶轮车的研究状况年份11100908070605040302010099期刊292015115989951051续表6学位论文3211000000000专利1191410500102011图1 我国近几年关于无轨胶轮车的研究状况柱状图7.2 国产无轨胶轮车的优势与不足1）优势(1)国产无轨胶轮车价格便宜。同一类型车辆，国产设备价格为进口设备的1/2左右，国产配件也要比进口配件的价格便宜一半以上，所以后期使用成本也低。(2)国产胶轮车配件供货周期短。国产胶轮车因为大部分配件都是国内厂家生产，供货周期短，市场范围广，可选择性强，价格便宜。(3)国产胶轮车厂家可提供强有力的技术支持，免除用户的后顾之忧。进口设备的售后服务因受地域的限制，其快捷程度根本无法与国内厂家相比。2）不足(1)国产车的制造工艺和制造质量相对粗糙，可靠性较差。无轨胶轮车作为井下辅助运输工具在国内矿井的应用还不广泛，其市场和设计生产能力都还没有形成规模，国内仅有为数不多的几家科研单位在做这项工作，这样就导致国产胶轮车的整体性能和制造质量相对进口设备还有一定的差距，还有待于进一步提高。(2)无轨胶轮车因为受煤矿井下生产的特殊性所决定，对其防爆性能和尾气排放及安全性能要求非常严格，而受国内整体工业水平的限制，国产无轨胶轮车对关键部件采用进口部件，如防爆柴油发动机、液压系统元件，从而导致国产胶轮车的国产化率低，制造成本不能大幅降低，价格仍然偏高，部分进口配件的供应不能及时到位，使车辆的维护和保养受到制约。(3)国产胶轮车受设计水平限制，品种单一，无法完全满足井下辅助运输的要求。例如到目前为止，国内还没有研制出支架搬运车，济三煤矿综采工作面搬家、大型设备如综采支架的运输还只能依靠进口的支架搬运车7.3 国内外无轨胶轮车的发展趋势无轨胶轮车的应用不仅极大地提高了矿井的生产能力和运输效率，而且也为安全生产提供了保障。首先，无轨胶轮化运输大大降低了工人的劳动强度，提高了生产效率。工人乘座无轨胶轮车上下班，大大缩短了路途时间，从而能有充足的精力投入生产。其次，简化了辅助运输环节，减少了事故点。提高了工效和安全性。第三，为综采工作面快速搬家创造了优越的条件。通过几年来的实践，神东公司已总结出利用无轨胶轮车搬家的新办法，6000余吨重的整套综采设备，通过支架搬运车、多功能铲车的综合配套高效装运，从设备的回撤、运输、安装及新工作面的调试等，仅需7 d即可完成，并使搬家全过程的安全系数大为提高。无轨胶轮车在神东和兖州等矿区的成功应用充分证明，无轨胶轮车是一种高效快速安全的辅助运输设备，在我国具有广阔的应用前景。它不仅适于水平煤层与近水平(12以下)煤层矿井中使用，而且只要设计合理，配置得当，完全可以用无轨胶轮车在大型立井中实现从井底至采区工作面的人员、材料和设备的直达运输，在综采工作面内利用支架搬运车进行设备的搬家、安装调整和拆卸。这必将大幅提高高产高效矿井辅助运输效率。随着我国煤炭行业对辅助运输落后局面制约煤炭生产发展的认识逐步提高和重视，以及对无轨胶轮车所独有的种种优点的加深了解，相信我国煤矿辅助运输无轨胶轮化的发展，有望出现一个新的高潮。我国是以煤炭资源为主要能源的国家，煤产量量约占世界总产量的1/4，自1985年产煤达到8.7亿t后，一直稳居世界第一产煤国地位，2007年已达25.5亿t，2011年我国的原煤产量达到35.2亿t。大型煤矿产量在60%以上，其余的原煤是在条件差的小型煤矿生产出来的。就算大型煤矿，也只有20%左右的煤是在现代化辅助运输没备下生产出来的。可见目前我国煤矿地下辅助运输状况与先进采煤国家相比差距还很大，绝大多数煤矿的辅助运输仍然采用小绞车、小蓄电池机车等多段分散落后的传统运输方式，存在着运行环节多、运行速度慢、效益低、事故多、占用人员和设备多及安全、机动性和适应性均较差等问题。特别是在工作面设备搬迁时，装载、卸载和调车等工作量大且繁杂，采用这种传统的运输方式搬迁不仅时间长，而且严重影响全员效率的提高和煤矿的安全生产。传统的运输方式已成为制约我国煤炭生产发展的一个薄弱环节。所以利用高效、安全、低成本的无轨运输设备是我国优化矿业产业结构和提高效率的重要步骤。同国外先进矿山企业的无轨运输相比较，无论从数量还是质量上都还远不能满足我国地下运输的需要。据不完全统计，煤炭产量不足中国一半的美国，1988年煤矿地下就有5000余台柴油机胶轮车在作业； 英国南威尔士的塔沃矿、法国普罗旺斯矿的莫兰特矿、德国鲁尔矿区的瓦尔朱姆矿的菲尔德地已大量使用了客货两用、铲运和支架搬运等成套的无轨胶轮化辅助运输设备。但是现在国内也就三四十家大中型现代煤矿使用着l 000多台无轨胶轮车， 所以地下无轨辅助运输设备的市场发展前景是相当广阔的。日前进口设备仍主导着我国煤矿地下的辅运设备市场， 无轨运输设备全部依赖进口，进口无轨胶轮车价格较高，一般需150万300万元人民币。随着使用无轨胶轮车的煤矿增加，越来越迫切需要无轨胶轮车的国产化。制约国产无轨胶轮车价格的重要因素是防爆柴油机，防爆柴油机的价格约占无轨胶轮车总价格的30%40%，因此研制性能可靠的防爆柴油机是一个迫切的问题。我国经过这儿年来的研发工作，在运人、载货、客货两用以及汽车改装等诸方面已经取得了很大的进展，产品的品种开始向标准化、系列化方向迈进，有关的通用技术也基本掌握，并且还积累了研发、没汁、制造、试验等多方面的宝贵经验， 为进一步发展奠定了扎实的基础， 以便更好地满足我国煤矿地下辅助输送机械化建设的需要。在研制整车时可借鉴国内外成型的先进技术，结合我国生产现状，因地制宜，开发适合各种工矿的地下防爆胶轮车。安全自动化水平也是国内急需解决的问题之一，煤矿安全一直是制约我国煤矿发展的主要障碍之一，高效、安全才是产品有力竞争的资本， 另外争取把产品做到低污染、高性能。无轨胶轮运输设备的研制和使用在国外已有60多年的历史，美国、英国、德国、澳大利亚和南非等国地下无轨运输车辆的研究方面已经积累了丰富的经验，发展较快。大多数生产厂是原金属和非金属矿山车辆制造厂。他们在原有非煤矿山车辆的低污染技术基础上对车辆进行改进，研制出满足煤矿地下防爆和低矮要求的车型，多用途、重载柴油机和蓄电池胶轮车在不断开发和完善中，牵引动力趋向于采用对巷道空气污染小而功率较大的蓄电池组。我国防爆柴油机的研制也已有近30年的历史，曾研制成功30kW、15kW、66kW、180kW等机型，但均未能投入量产。尽管我国无轨辅助运输设备的研制生产在我国刚刚起步，目前不仅研制单位少、而且尚未形成规模和批量，很多关键部件完全依赖于进口，但一些科研单位在消化吸收国外先进技术的基础上，根据国内煤矿的生产实际，开始开发实用性强、成本低廉的无轨辅助运输设备，也取得了一定的进步。目前国内无轨胶轮车研制单位有常州科研试制中心有限公司和煤炭科学研究总院太远分院两家。国外非煤矿山、煤矿都已非常普遍的运用无轨胶轮运输设备，近几年来，国内一些地质条件好，实力雄厚的大集团、矿区都在陆续使用这种先进的无轨运输方式，尤其是我国神华集团神东公司下属的矿井都已实现辅助运输无轨化，取得了很高的经济效益，成为我国井下辅助运输方式革命的一面旗帜，积累了宝贵的经验。只要有适宜这种运输方式的矿井，都将陆续的采用这种高效、安全、灵活的运输设备。结合目前国内无轨胶轮运输设备的使用现状和在实际使用中的具体要求，以及国外一些无轨胶轮设备的研制厂家的研究方向，以后无轨胶轮运输设备将有以下几方面的发展趋势。1、节能减排。发动机经过防爆后的功率降低20%，造成耗油量增大。比如用于神华集团的很懂分公司矿井辅助运输的无轨胶轮车近2000辆之多，巨大的然后（柴油）消耗，严重的尾气排放，同时，为了排除尾气加大通风量，增大矿井通风耗能。节能、减排是现代化矿井必须解决的重要课题，也是无轨胶轮设备动力机构的发展趋势之一。2、机构模块化，提高设备的标准化、系列化和通用化程度。尽管国外研制成功的设备耐用性较好，但井下使用条件恶劣，不可避免的故障率还是较高，国产设备更是亟待提高。由于车辆损坏，很多时候零件供应不上，甚至有些厂家不单独生产零部件，尤其是进口设备，修理需要很长的等待时间，因此，在提高车辆耐用性的同时，提高机构模块化、零部件标准化、系列化和通用化将是今后无轨胶轮运输设备的发展方向。3、减少柴油机胶轮车的比例，蓄电池胶轮车的比例将增加。由于石油的日益枯竭，油价飙升，柴油机尾气污染相对狭窄的巷道，柴油机胶轮车在无轨胶轮车的比例将日益减小，目前这一比例高达85%。同时，清洁的蓄电池做为动力源的胶轮车将补充柴油机车减少带来的空缺，但目前的蓄电池容量不足，导致胶轮车连续工作时间短，载重不大。因此发展高效能高容量的蓄电池迫在眉睫，这也是目前国外无轨胶轮车生产商研究的重点。总之，蓄电池胶轮车的比例将增加，柴油机做为动力的胶轮车比例将大幅下降是今后国内外无轨胶轮运输设备的发展趋势。参考文献：1戴志华，从煤矿井下无轨胶轮车研发对设计工作的体会，煤矿机械 第33卷 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译 部 分 第157页英文原文A new coal pillars design method in order to enhance safety of the retreat mining in room and pillars minesE.Ghasemi*,K.ShahriarDepartment of Mining of and Metallurgical Engineering,Amirkabir University of Technology,Tehran,IranAbstract:Most of the proposed methods of coal pillar design determine pillar dimensions using pillar estimation only through the tributary area theory.Designing pillar based on these methods is not appropriate in room and pillar mines with pillar recovery because retreat mining and gob creation generate abutment loads.Neglecting abutment loads in design stage may lead to pillar failure and destructive effects during retreat mining.Thus proper pillar design has a remarkable effect on mining effect on mining safety.In this paper,a step-bu-step method is presented to design pillars with square shape in room and pillar mines with regard to existing pillars in the active mining zone(AMZ) and estimating abutment loads according to experiment-method. This method has been applied to determine optimum pillar dimensions in the main panel of Tabas Cental Mine(TCM),located in the mid-eastern part of Iran.Obtained results show the abutment loads account for 27%of the total loads applied on pillars in AMZ in this panel.Pillar width,based on this method, is also obtained 11.6m.Key words: Pillar design;Room and pillar;Retreat mining; Active mining zone;Abutment loads1. IntroductionIn underground coal mining ,room and pillar is the method of working preferable for flat,tabular deposits in thin seams,where rooms of entries are driven in the solid coal to form pillars in the development panels(Hustrulid,1982;Hartman,1978).Pillars o f coal are left behind to support the roof and prevent its collapse,thereby allowing miners to extract coal between them and to travel safely. In some cases, the pillars are removed partly or fully in a later operation, known as retreat mining(also known as secondary mining or pillar recovery operation). Coal mine pillar design has been the subject of sustained and intensive research in the major coal producing countries in the word. Pillar design and stability are two of the most complicated and extensive problems in mining related to rock mechanics and ground control subjects. Although these problems have been investigated for a long time, to date only a limited understanding of the subject has been gained. The subject of pillar design in the US goes back nearly a centry. Prior to this the dimensions of pillar were largely determined rules of thumb such research as there was tended to be isolated and sporadic. But nowadays, various pillar design formulas are developed, based upon laboratory testing, full-scale pillar testing, and back-analysis of failed and successful case histories. In 1980, field studies conducted by the US Bureau of Mines has developed the classic pillar design methodology. It consisted of three steps(Mark,2006): 1.Estimating the pillar load; 2.Estimating the pillar strength ,and 3.Calculating the pillar safety factor.Th average pillar, in regular layouts of pillars can be estimated by tributary-area theory, each individual pillar is assumed to carry the weight of the overburden immediately above it. In the other words, a pillar uniformly supports the weight of rock overlying the pillar and one-half the width of rooms and entries on each side of the pillar(Peng,1978).Pillar strength can be defined as the maximum resistance of a pillar to axial compression(Brady and Brown,1993). Empirical evidence suggests that pillar strength is related to both its volume and its shape(Salamon and Munro,1967;Brady and Brown,1993).Numerous formulas have been developed that can be used to estimate the strength of pillars in coal mines, which Table 1 shows the most applicable of them. Each of these formulas estimates the to pillar strength in terms of two various; width to height ration and in situ coal strength.Bieniawski(1981) represented very good classic approach to pillar design. He at fist described the issues involved in pillar design, and advantages and shortcomings of the available methods and then represented a logical, step-by-step approach to determine the coal pillars dimensions in room and pillar mines. Table 1Most applicable of empirical strength formula for coal pillars.Pillar strength formulas(MPa)ReferencePillar cross-sectionRemarksSalamon and Munro (1967)SquareBieniawski (1968)SquareMadden(1991)SquareMark and Chase (1997)SquareNowadays in most of the room and pillar mines in order to increase recovery and productivity,remanent pillars in panels are recovered by retreat mining. Since, the above mentioned methods are not appropriate for pillar design because these methods neglect the abutment loads due to retreat mining and creation of a mined out gob. Abutment loads affect on the pillar in the adjacent of pillar line and a load more than the one estimated bu tributary area theory applied on pillar(Mark and Chase,1997;Peng,1978).Studies conducted by van der Merwe(19990) confirm the increase of load on the pillars in the adjacent of the pillar line. He calculated the actual load applied on the pillar during pillar recovery using a two dimensional boundary element model and estimated the pillar safety factor for this condition.Pillar design without the abutment loads to failure of pillar during retreat mining. Pillar failures continue to be one the greatest single hazards faced by underground coal miner, Pillar failure responsible for unsatisfactory conditions includes(Mark et al.,2003):1.Pillar squeeze,2.Massive pillar collapse, and 3.Coal pillar bumps.The occurrence of pillar failure in underground mines entails detrimental effects on miners in the form of injury,disability or fatality as well as mining company due to downtimes, interruptions in the mining operations, equipment breakdowns,etc.For example in 1992,air blasts due to pillar failure at a southern West Virginia mine led to destroying of 103 ventilation stopping(Mark et al.,1997). On August 6th,2007,violent coal bump occurred in Crandall Canyon Mine in Utah, and caused the entrapping of six others(Heasley,2009a).So, proper pillar design is the key to prevent of pillar failure and the Analysis of Retreat Mining Pillar Stability(ARMPS) programs are used successfully for designing safe retreat mining(Tulu et al.,2010).LaModel is a PC-based program for calculating the stresses and displacement in coal mines or other thin seam or vein type deposits(Heasley and Barton,1999;Heasley,2009b).It is primarily designed to be utilized by mining engineers for investigating and optimizing pillar dimensions and layouts in relation to overburden, abutment and multiple seam stresses. The program was developed based on displacement-discontinuity variation of the boundary element method. Mark and Chase(1997) developed the ARMPS program based on empirical equations. ARMPS considering the active mining zone(AMZ) calculates stability factor(ARMPS SF) based on estimates of the loads applied to, and the load-bearing capacities of, pillars during retreat mining. More than150 cases of retreat mining were collected in US to verify the program(ARMPS help,2008).Analyses of all these cases show that pillar squeeze is the most frequent type of failure and occurs in about two thirds of cases. 14 cases of pillar sudden collapses were observed, which in every case occurred when the ARMPS SF was less than 1.5 and where the pillar width to height ration is less than 3. All but 3 of the 17bumps occurred when the depth of cover exceeded 400m.Mark and Chase(1997) understood that almost no considerable massive pillar collapses occurs when the pillar width to height ration more than 4 is selected. They also observed when the depth of cover is less than 200m; the minimum required stability factor to prevent massive pillar collapses is 1.5.One of the keys to miners safty and efficient recovery of the reserves is to design sufficiently sized pillars that will prevent pillar squeezes, excessive pillar spalling severe floor heave, roof falls,and pillar bumps.Regarding the above mentioned comments, a new method to design coal pillars with square shape in room and pillar mines is presented in the following sections. The proposed method is suitable in determining optimum pillar dimensions in room and pillar mines where remanent,pillars are supposed to be extracted after preliminary mining completion. This method, in addition to considering abutment loads,lowers pillar failure risk. The goal of this method is to help ensure that the pillars developed for future extraction are of adequate size for all anticipated loading conditions.2. Methodology Similar to the ARMPS program, the proposed method in this paper considers the pillars in the active mining zone(AMZ) because these pillars are exposed to maximum load throughout mining process therefore the pillar dimensions obtained by this method is more satisfactory. Before describing the design method, a describing on the AMZ is necessary. As shown in Fig.1, AMZ includes all of the pillars on the extraction front(or pillar line), and extends out by the pillar line a distance of 5 times the square root of the depth of cover. This width of AMZ was selected because measurements of abutment load falls within its boundaries(Mark and Chase,1997).The proposed method is based in five principles(Ghasemi et al.,2010a):1. Calculating the maximum load applied on the pillars in AMZ(including development load, abutment loads),2. Calculating the overall load-bearing capacity of pillars in AMZ,3. Selecting an appropriate safety factor,4. Calculating the pillar width, and 5. Correcting the pillar width to find the optimum pillar width.The method is made up of twelve steps which are described below. Fig,2 also illustrates different steps of this method in a flow-chart plot. The symbols used here are provided in Table 2.2.1. Step 1:Gathering essential dataEssential data to determine the optimum pillar dimensions in this method are as following:Fig.1. Schematic show of the AMZ (Mark and Chase,1997)1. Depth of cover:average overburden thickness over the pillar system.2. Pillar height(Mining height):note that the value of pillar height is not necessarily equal to the seam thickness.3. Entry width:entry width is usually determined base on roof rock quality, production rate and operational width of equipments. In this method, crosscuts are assumed to have the same width as the entries.4. In situ coal strength.5. Mean unit weight of the overburden.6. Abutment angle:the abutment angle determines how much load is carried by gob. Measurement of longwall abutment loads indicated that an abutment angle 21 is appropriate for normal caving conditions. For example, if no caving has occurred abutment angle is 90namely zero load transfer to the gob(Mark and Chase,1997).7. Panel width: panel width is usually determined base on geotechnical conditions, stress state in the region, economic criteria, and environmental conditions. Panel width affects on stress distribution loading conditions and caving mechanism. An increase in panel width results in an increase of the abutment loads applied on the pillars adjacent to the gob area. The tension zone height developed in the roof of the gob area also increase as the panel width increase and may lead to a large failure in overburden(Bieniawski,1987). Based on width to depth ration(P/H), panel are divided into categories:Sub-critical panels(P/H2tan)，and Super-critical panels(P/H2tan).8. Coal Mine Roof Rating(CMRR):this index is used to evaluate roof rock quality. In 1994 the CMRR was developed to fill the gap between geologic characterization and engineering design(Mark and Molinda,2005). This classification system considers geotechnical factors such as roof rock strength, bedding and other discontinuities, moisture sensitivity of the roof rock, groundwater, etc. CMRR varies between zero and 100. Based on this index, roof rocks in coal mines are put in three categories(Chase et al.,2002):Weak(CMRR45),Intermediate (45CMRR65).2.2. Step 2: Calculating AMZ dimensions AMZ length and width are determined from Eqs.(1) and (2) respectively:(1)(2)2.3. Step 3: Calculating development loadDevelopment load are resulted from the overburden weight over active mining zone. Based on tributary area theory, development loads are obtained from the following equation:(3)2.4. Step4: Calculating the maximum front abutment loadRetreat mining starts with the extraction of the panel pillars. When enough of pillars have been extracted, the overburden strata above the extracted pillars start to cave. As a result of this roof caving, the active gob is carried by the gob, but a considerable amount of the original overburden load over the gob is transferred to the pillars in AMZ and barrier pillars as a front abutment load(see Fig.1). Front abutment load is calculated based on abutment angle concept(Mark, 1992;Tulu et al.,2010) and its distribution is different in sub-critical and super-critical panels(see Fig.3). Depending on whether the panel is sub-critical or super-critical , the maximum front abutment load is given bu Eqs.(4) and (5) respectively(Ghasemi et al.,2010a):(4)(5)2.5. Step 5: Calculating side abutment loadThe gob area beside the mining panel is the source of side abutment load. Two gob areas may exist beside each mining panel. The side abutment load is shared between the barrier pillar and the AMZ. This load the same as front abutment is calculated by abutment angle concept. Gob area width and barrier width are required to calculate side abutment load applied on AMZ. Depending load is given by Eqs.(6) and (7) respectively(ARMPS help,2008):(6)(7)In both of them, regarding Eqs.(8),R is:(8)Factor R is transfer rate that shows the percentage of total side abutment load that is applied to AMZ.2.6. Step 6: Calculating the maximum load on AMZThe maximum load applied on the pillars in AMZ is calculated by summation of development load, maximum front abutment load, and side abutment load according to the following equation: (9)Fig.2. Flowchart for proposed coal pillars design method2.7. Step 7: Determining number of entriesThe number of existing entries is usually determined based on panel width,rock mechanics,operation equipments, and production rate. At least four entries are needed; one for accommodating the conveyor, one for fresh air, and wo others in two sides of panel to take the aie out (Stefanko, 1983). Economically and operationally, this number of entries is not adequate in continuous (mechanics) mining method and at least five entries should be planned which this number increases up to seven entries in mines with high production rate(Hartman,1987).2.8. Step 8：Calculating the load-bearing capacity of AMZThe load-bearing capacity of the pillars in AMZ is calculated by summing the load-bearing capacities of all of the pillars within its boundaries. The load-bearing capacity of each pillar is determined bu multiplying their strength by their load-bearing area(Mark and Chase,1997). In this method, pillar strength is estimated using the Bieniawskis strength formula. The number of existing pillars in AMZ is calculated according to the following equation:(10)Hence, the overall load-bearing capacity of pillars in AMZ is given by the following equation:(11)2.9. Step 9: Selecting an appropriate safety factorThe selection of an appropriate safety factor can be based on a subjective assessment of pillar performance or statistcal analysis of failed and stable cases(Salamon and Munro,1967;Mark,1992). According to the studies by Chase et al.(2002), Table 3 provides suggested safety factors for stability of the pillars in AMZ. These values are obtained from 250 analyses of panel design in US and as it is seen from table, safety factor depends on Coal Mine Roof Rating(CMRR) as well as depth.2.10. Step 10:Calculating pillar width In this step, putting the safety factor in Eqs.(12) and solving it, pillar width is obtained:(12)2.11. Step 11:Correcting pillar width to decrease the pillar failure riskAs it is pointed out before, one if the ways to decrease pillar failure risk ,especially large pillar collapse, is to choose a pillar width to height ration large than 4. In this step, if the ration of the obtained width from the previous step to pillar height is smaller than 4,pillar width is increased so a pillar width to height ration larger than 4 is reached. Of course, in order to control and avoid excessive increase of pillar width, the recovery rate is taken into consider. According to experiments and considering economic purposes in preliminary mining stage, the most suitable recovery rate varies from 40% to 60%. It should be notice 0.5m is added to the pillar width each time in this step.Table 2Used symbol in proposed coal pillars design methodSymbolDescription(unit)AMZActive mining zoneHDepth of cover (m)Renewal table 2pPanel width (m)hPillar height (m)BEntry width (m)Mean unit weight of the overburden (KN/m)Abutment angle()AMZ length (m)AMZ width (m)Development load (KN)Maximum front abutment load (KN)Side abutment load（KN）Side gob width (m)Barrier pillar width (m)Transfer rate (%)Maximum load applied on AMZ (KN)Pillar strength (MPa)Number of entriesNumber of pillars in AMZOverall load-bearing capacity of AMZ (KN)Safety factorPillar width (m)Width differenceOptimum pillar width (m)Fig.3. Abutment angle concept in sub-critical and super-critical panels (Mark,1992)Table 3Suggested safety factor for stability of the pillars in AMZDepth of cover (m)Weak and intermediate roof()Strong roof()2.12. Step 12: Determining the optimum pillar widthIn this step, the width obtained from previous step is corrected so that the optimum pillar width is determined based on the number od pillars in each row and the panel width. In order to at first should be calculated using Eqs.(13). If is less than or equal to the sum of pillar width and entry width, the optimum pillar width is obtained from Eqs.(14). Otherwise, the number of entries is added depending on value and calculating are repeated from step 8:(13)(14)In the following section optimum pillar dimensions in the main panel of the Tabas Central Coal Mine ,located in mid-eastern part of Iran, is determined in order to validate the proposed method and results are interpreted. This mine is the first mechanized one in Iran designed as a room and pillar mine. The pillars are left behind in this mine are supposed to be extracted as retreat mining in future after the preliminary mining finishes. Therefore a proper pillar design can has a remarkable influence on higher safety and efficiency of the reserve recovery in this mine.3. Tabas Central Coal MineTabas Central Coal Mine(TCM) is the case studies here, located in Tabas coal region approximately 85km south of Tabas town in Yazd province in mid-eastern part of Iran (Fig.4). The mine is working seam C1 by room and pillar method using continuous miner and LHD. The C1 seam gradient is 1 in 5(11) and seam thickness is about 2m. The immediate roof above the seam typically is weak(CMRR=37) and consist of 0.10.2m thick mudstone, siltstone/sandstone interfaces and sandstone channels in some areas within 3m which have potential to be water-bearing. The immediate floor is about 11.3m of weak seatearth/mudstone underline by stronger mudstones, siltstones/sandstones. The minable reserve accounts for 6 million tones of coking coal(Central Mine Design Report,2005). The in situ strength of coal, based on results from uniaxial compressive tests and Gsddy equations(Bieniawski,1987), is 6 MPa. As can be seen in Fig.4 the suggested layout for this mine includes two access drifts, a main panel, and eastern and western panels in both sides on the main panel. The main panel is initially developed in 2004 with five entries and pillars with 2020m distance between centers. This panel is developed with a continuous haulage system with 4.5m wide entries and crosscuts. So, pillars left behind this panel are square shaped and width is 15.5m. Because of weak floor, the pillar height is not equal to the seam thickness and is 2.6m. The current recovery rate is 40%. According to negotiations with the technical offic
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